Д. Проверка годовой производительности рудника по соотношению между временем отработки одного этажа

 

и вскрытием, подготовкой следующего этажа

^Аг	=	^Бэт	1−П	, т
ω (tэ _ в +tэ _ п)1−R

где Б_эт - балансовые запасы руды в этаже, где идет добыча, т.

 

§ 7. Особенности схем вскрытия и подготовки угольных шахт

 

Прежде всего определяются с качественными и количественными параметрами угольной шахты (рис. 9).

При глубине горизонта подъёма до 600 м, отсутствии плывунов и сильно водо-носных пород вскрытие производится главными наклонными и вспомогательными вертикальными стволами и капитальными квершлагами (см. рис. 10 и 11).

При многогоризонтном вскрытии основным параметром является расстояние между подъёмными горизонтами, определяемое наличием на нём только бремсбергового или бремсбергового и бесступенчатого уклонного полей.

 

На действующих шахтах размеры горизонтов при панельной подготовке составляют 800-1100 м по падению. При погоризонтной подготовке и отработке пластов лавами по падению-восстанию наклонная высота горизонтов находится в диапазоне 800-2600 м (чаще 750—1500 м).

На новых и реконструируемых шахтах мощностью свыше 1,8 млн. т/год вскрытие шахтного поля длиной более 6-8 км при разработке сильногазоносных пластов (более 15 м³/т) целесообразно осуществлять с делением на независимо проветриваемые и одно-временно разрабатываемые блоки длиной по простиранию 2,5-4 км, вскрываемые цен-трально-расположенными вертикальными стволами.

 

Рис. 9. Блок-схемы качественных (а) и количественных (б) параметров шахт

 

Рис. 10. Варианты вскрытия угольного месторождения центральными вертикальными стволами:

 

а – с капитальным квершлагом; б – с капитальным гезенком

 

При разработке пластов с газоносностью до 15 м³/т рациональным является вскрытие шахтных полей без деления на блоки с центральной схемой проветривания шахты при длине шахтного поля по простиранию менее 6 км или фланговой схемой при большей длине. При фланговой схеме в каждом крыле шахтного поля должны быть предусмотре-ны вентиляционные стволы.

 

Основными факторами, влияющими на эффективность применения способов подго-товки шахтного поля, являются угол падения и мощность пласта, водообильность и рас-положение подготавливаемой части поля по отношению к подъёмному горизонту: а) по-горизонтная подготовка рациональна при разработке пластов с углами падения до 10° и подвиганием очистного забоя по падению, если пласт необводнен, и б) по восста-нию, если пласт обводнен и имеет мощность менее 2 м. Длину выемочных столбов при этом следует принимать 800-1000 м для мощных и 1200-1500 м для пластов тонких и средней мощности.

 

 

Рис. 11. Схемы околоствольных дворов (стрелками указано движение состава вагонеток): а – кругового; б – петлевого

 

I – скиповой ствол; II - клетевой ствол; III - толкатель; IV - оборудование для обмена вагонеток; V - канатный толкатель; VI - породный опрокидыватель; VII - угольный опрокидыватель; VIII - дозирующий стопор

 

 

Панельный способ подготовки рекомендуется при разработке пластов с углом па-дения от 10° до 25° при любой их мощности и обводненности независимо от расположе-ния панели в шахтном поле, а также обводненных пластов любой мощности с углом па-дения до 10° в бремсберговых полях.

 

Рациональная длина двукрылой панели по простиранию для пластов тонких и сред-ней мощности составляет 2500-3000 м и по падению 1000-1500 м. В благоприятных ус-ловиях целесообразно увеличение длины панели по простиранию до 4000 м с проведени-ем промежуточных наклонных выработок в каждом крыле. Для мощных пластов длину двукрылой панели по простиранию следует принимать 2000-2500 м, а однокрылой — 800-1200 м при длине по падению 1000-1200 м,

Этажную подготовку рекомендуется использовать при разработке пластов с углами падения свыше 25° независимо от их мощности и обводненности. Наклонная длина этажа при углах падения пласта до 55° принимают 300-400 м, при больших углах падения — в зависимости от вертикальности высоты этажа, которая должна составлять 100-150 м.

 

При разработке газоносных (свыше 10 м ³/т) пластов должны применяться схемы, обеспечивающие прямоточность проветривания выемочных участков и подсвежение ис-

 

ходящей из лавы струи воздуха.Поэтому целесообразно проведение фланговых на-клонных выработок в панели и устройство дренажного горизонта с проведением на нём вентиляционных выработок при по-горизонтной подготовке уклонных полей. Схемы под-готовки с возвратноточным проветриванием выемочных участков рациональны при га-зоносности пласта до 10 м³/т.

 

С геомеханической точки зрения наиболее благоприятные условия для поддержания выработок, охраняемых без оставления целиков угля, создаются при проведении их вслед за лавой в разгруженном от горного давления массиве горных пород.Смещенияпород в выработках, проведенных вприсечку к выработанному пространству, в 1,5 раза, а в повторно используемых выработках в 2 раза больше, чем в выработках, проведен-ных вслед за лавой. По экономическим и техническим факторам наиболее эффективной и технологически совершенной является бесцеликовая отработка пластов с повторным использованием выработок.

 

Расстояние от полевых наклонных выработок до угольного пласта и при располо-жении главных штреков под массивом угля (при отсутствии последующей надработки) принимается не менее 5 м.

 

Расчет годовой мощности угольной шахты А_ш (тыс. т/год) аналитическим ме-тодом:

 

А_ш = k ₁(k ₂+ k ₃) Z _Σ ^m_m^o k ₄

где k₁ - надежность технологической цепи шахты: очистной забой - подземный транспорт – подъём - поверхность шахты, k_н = 0,6-0,9;

 

k₂ -коэффициент,учитывающий влияние числа угольных пластов в шахтном по-ле и в одновременной отработке

 

_{k 2 =} ⁿ 1 ^{+ n} 2^{− n} 1 n ₂

n₁ -число пластов,принятых к одновременной отработке; n₂ -число угольных пластов в шахтном поле;

 

k₃ -коэффициент,учитывающий влияние уровня нагрузки на забой,условийработы забоев;

 

k 3	=	ψ A mср
m

k₄ -коэффициент,учитывающий глубину разработки и угол залегания

k ₄=1+ ^Hв

Н_н

 

Н_в -глубина верхней границы шахтного поля,м; Н _н -глубина нижней границы шахтного ноля,м; ψ -коэффициент,учитывающий условия работы забоев

ψ =		k 5 k 6
	1+ k 7 + k 8

k₅ -коэффициент,учитывающий устойчивость кровли;при неустойчивой кровле k₅ =0,06;при кровле средней устойчивости k₅ =0,08;при устойчивой кровле k₅ =0,10;

k₆ -коэффициент,учитывающий крепость почвы,при крепости почвы f < 4 k₆ =0,01, при f =5-6, k₆ =0,015; при f > 7 k₆ = 0,02;

 

k₇ -коэффициент,учитывающий нарушенность запасов,равный не более0,3; k₈ -коэффициент,учитывающий влияние газа на мощность шахты

 

k ₈= ^Q _q

 

Q -естественная продуктивная газоносность угольных пластов,м³/т;

q -относительная газообильность шахты,характерная для шахт данного ре-гиона бассейна, м³/т;

A -месячная нагрузка на очистной забой одновременно разрабатываемыхпластов, т/мес:

А = L m υ k_из N

L -длина лавы,м;

 

m -средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов,м. υ -суточное подвигание очистного забоя,м; γ —плотность угля,т/м³;

 

k_из —коэффициент извлечения угля по системе разработки,обычно0,9-0,98; N -число рабочих дней в месяце;

m_o -суммарная мощность всех одновременно разрабатываемых пластов,м; Σm -суммарная мощность всех пластов в шахтном поле,принятых к отра-

ботке, м.

 

Пример. Произвести расчет мощности шахты в следующих условиях: Z =

80000 тыс. т; три пласта: m₁ = 1,2 м; m₂ = 1,6 м; m₃ = 0,8 м; α = 14°; Н_в = 400 м;

 

Н_н = 600м; γ = 1,4т/м³;породы кровли средней устойчивости k₅ = 0,08;породыпочвы с f= 6; k₆ = 0,015; нарушенность запасов характеризуется коэффициентом k₇ =0,2;коэффициент влияния газа k₈ =0,5 (продуктивная газоносность месторож-дения Q= 20 м³/т угля), газообильность шахт в регионе в сходных условиях q = 40 м³/т; надежность технологической схемы проектируется с k₁ = 0,8.

К разработке принимается два пласта, причем пласт m₁ будет отрабатываться

в 1,5 раза интенсивнее,

k		=	n 1+ n 2− n 1	= 2+	^3^−^2 =1,73
n 2

Принимая L = 200 м; υ = 3,15 м/сут; k_из = 0,9; N = 25 дней и учитывая m_o = (1,2 + 1,6)/2 = 1,4м;

 

m = (1,2 + 1,6 + 0,8)/3 = 1,2м;

 

A = 200 * 1,4 * 3,15 * 1,4 * 0,9 * 25 = 27 000т/мес; ψ = (0,08 * 0,015)/(1+ 0,2 + 0,5) = 0,0007;

 

k₃ = 0,0007*27 000-1,2/1,4 = 4; k₄ = 1 + 400/600 = 1,67,

 

получаем

А	= k k	+ k	3)	Z	mo	k		= 1466 тыс. т/год.
ш	1(2			Σ m

Как типовое значение мощности можно принять А_ш = 1,5 млн. т/год. Срок службы при этом составит Т_сл = 50-60 лет. Оптимальная мощность шахт для сходных условий А_ш = 1,8 млн. т/год.

 

Ориентировочный объём околоствольного двора		угольных шахт (по
А..Малкину):
- для локомотивного транспорта
V =1.8 A +85 q +10 ω +2400	,	м3
- для конвейерного транспорта
V =1.4 A +85 q +10 ω +1700	,	м^3

где А – суточная производственная мощность шахты, т/сут; q –газообильность шахты,м³/т;

 

ω –водоприток шахты,м³/ч.

 

§ 8. Оценка производительности рудника⁷

 

Обычно на руднике существует годовой план по добыче рудной массы конди-ционного содержания, он определяет годовую производительность рудника.

 

Влияют на производительность рудника следующие факторы:

- качество руды (содержание компонентов руды);

- заданный объём производства металла;

- запасы месторождения;

- срок существования рудника;

- горно-геологическая характеристика месторождения;

- экономические условия района добычи;

- обеспеченность рудника людьми и материалами;

- удаленность от обогатительной фабрики;

- возможность обеспечения жильем и работой работников рудника и их семей;

- наличие первоначальных средств на капитальное строительство;

- степень разведанности, перспективы прироста запасов руды;

- при реконструкции - пропускная способность существующих капитальных выработок...

 

Учёт влияние этих факторов на эффективность добычи руды и на установление производительности рудника - это сложная многовариантная задача, легко решае-мая с помощью компьютера.

 

С увеличением годовой производительности при фиксированных запасах ме-

 

⁷ Симаков В.А. Годовая производительность рудника.- М.: изд. МГРИ, 1978.

 

сторождения пропорционально растут капитальные затраты на строительство, но остаются неизменными некоторые из эксплуатационных затрат, это - расходы на содержание руководства рудника, АБК, подсобных служб, дорог, ЛЭП, отчисления на геологоразведку, на погашение ГПР... Это означает, что на 1 т добытой руды ка-питальные затраты в виде амортизационных отчислений увеличиваются, а удельные эксплуатационные расходы уменьшаются, поэтому существует оптимальное значе - ние годовой производительности и соответствующего срока эксплуатации рудника.

 

В общем виде, с допущениями, себестоимость добычи определяется так:

Сдоб = Сэкспл + Саморт,

где С_экспл - эксплуатационные расходы на 1 т добытой руды, у.е./т; С_аморт -амортизационные отчисления на1т добытой руды,у.е./т.

 

Пример калькуляции себестоимости добычи 1 т рудной массы

 

Статьи	Амортизаци-	Эксплуатационные расходы, %	Всего, %
онные отчис-	условно-	условно-
затрат
ления, %	постоянные	переменные
Материалы		--	7.9	7.9
Энергия		--	6.0	6.0
Зарплата		2.5	16.2	18.7
Отчисления		19.5	--	19.5
на ГРР
Погашение		7.3	--	7.3
ГПР
Цеховые рас-		21.6	--	21.6
ходы
Амортизация	20.0			20.0
Итого:	20.0	50.9	30.1

 

Для рудника средней мощности соотношение между эксплуатационными ус-ловно-постоянными и условно-переменными затратами в себестоимости добычи следующее:

 

Статьи		Эксплуатационные расходы, %
условно-	условно-	удельный вес в
затрат
постоянные	переменные	общей себестоимости
Подготовительные	8.4	1.6
работы
Очистные работы	36.0	4.0
Подземная откатка	1.7	3.1	4.8
Подъём по стволу	1.9	2.9	4.8
Водоотлив	1.2	1.2	2.4
Ремонт, поддержа-	0.1	0.7	0.8
ние выработок
Вентиляция	0.3	0.5	0.8

 

Освещение		0.1				0.3		0.4
Общерудничные		0.5				15.5		16.0
расходы
ИТОГО		50.2			29.8		80.0
С увеличением производительности рудника условно-постоянные и	условно-
переменные затраты изменяются следующим образом:
Годовая про-	Общие затраты рудника	Уд.затраты на 1 т р/массы, у.е./т
изводитель-			на год, тыс.у.е.
ность рудника,		условно- по-		условно-	условно-		условно-		Итого
тыс.т/год		стоянные		переменные	постоянные	переменные
					5.0	2.5		7.5
					2.5	2.5		5.0
					1.25	2.5		3.75

Поэтому функция изменения удельных эксплуатационных затрат от годовой производительности рудника имеет вид:

qэ = Аб * qпост / Аг + qпер,

 

где А_б - базовая производительность рудника, для которой имеется фактическая калькуляция себестоимости добычи руды;

 

А_г -расчетная производительность рудника; q_пост -удельные условно-постоянные расходы; q_пер -удельные условно-переменные расходы.

 

Функция изменения амортизационных отчислений от годовой производительно-сти тоже включает постоянные и переменные расходы:

 

q_а = K * (1-П)/(1-Р) / Б = qq_пост + А_г * qq_пер / А_б,

 

где K - сумма капитальных вложений на год в период эксплуатации; Б -балансовые запасы,отрабатываемые за год; П -потери; Р -разубоживание;

 

qq_пост -удельные амортизационные затраты,независящие от А_4г(подъезд-ные пути, ЛЭП...);

qq_пер -удельные амортизационные отчисления,пропорциональные производи-тельности (амортизация горно-капитальных выработок, зданий и сооружений).

 

Отсюда суммарные удельные затраты в год по руднику составят:

 

q_доб = q_э + q_а = А_б * q_пост / А_г + q_пер + qq_пост + А_г * qq_пер / А_б.

 

Поэтому можно по минимуму себестоимости добычи отыскать оптимальную производительность рудника.

 

Q qдоб

 

 

Аопт

 

qа

 

q_э

 

А_г

 

 

График изменения себестоимости добычи с изменением производительности рудника

 

Отсюда в общем случае:

А_опт = А_б * (q_пост/qq_пер)^0.5.

 

Общие затраты по руднику складываются из затрат (капитальных и эксплуата-ционных) в период добычи и из затрат на строительство, поддержание и реконст-рукцию рудника в целом:

Э = q_доб + Е_н * К --> min

где К = К_стр + Т*К_подд + К_рек;

 

Е_н -нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений, 0.12-0.15;

Т -период эксплуатации рудника.

 

Отсюда

А_г = А_б * [(q_пост+Е_н*Q_пост)/qq_пер)]^0.5,

где Q_пост - объём капитальных вложений при строительстве, независящий от масштаба предприятия.

Оптимальная производительность, А_{опт_2}, получаемая с учётом строительства рудника, больше той, что получается с учётом только эксплуатационных и аморти-зационных затрат (см. эскиз) А_{опт_1}.

 

Удельные
затраты на
1 т рудной
массы	Э
	qдоб

Е_н*К

 

 

Аопт_1 Аопт_2 Аг

 

§ 9. Требования к вскрытию месторождений

0. Необходимы два независимых выхода на земную поверхность с расстоянием между ними не меньше 30 м, имеющие клетевое и лестничное отделения.

1. Пропускная способность стволов, штолен должна соответствовать приня-той производительности рудника по горной массе с коэффициентом резерва не меньше 1.3-1.5 (за рубежом до 2-2.5).

2. Обеспечивать запас вскрытых объёмов руды на 18 месяцев работы рудника.

3. Для уменьшения первоначальных затрат ввод вскрытых горизонтов целесо-образно производиться по частям или вскрывать месторождение двумя ступенями (со слепым стволом или с углубкой рудовыдачного ствола).

5. Минимальный срок строительства рудника - от 2.5 (при Q =300 тыс.т/ год) до 7 лет (при Q > 3 млн. т/год). Срок строительства считается от его начала до мо-мента достижения рудником полной проектной мощности.

6. Минимальный запас руды в охранных целиках - выработки вскрытия долж-ны находиться вне зон сдвижения пород, исключения - это большая горизонталь-ная площадь месторождения, которая приведет к огромной длине квершлагов.

7. Удобная площадка для размещения комплекса поверхностных сооружений с уклоном не более 5-6 град.:

 

- здание подъёмной машины; - трансформаторная;

 

- копер с надшахтным зданием; - мастерские, склады оборудования;

- АБК; - дороги и электролинии;

- вентиляторная; - обогатительный комплекс - грохоты,

- компрессорная; дробилки, отвалы, усреднительные склады...

 

8. Расположение капитальных выработок вне тектонических разломов и зон сильного обводнения.

 

9. Экономическая эффективность эксплуатации, за счет:

- уменьшения расстояния транспортирования руды от забоев к стволу;

- уменьшения числа перегрузок, например, вместо двухступенчатого односту-пенчатое вскрытие;

 

- использования наклонных стволов с самоходным транспортным оборудова-

нием;

- применения для вентиляции отдельных стволов или шурфов (таким образом можно уменьшить потери воздуха в шахте с 25-40% до 5-7%)...

10. Предусмотреть возможность отработки перспективных запасов, пока не входящих в промышленные запасы, т.е. расположить стволы вне зон сдвижения пород над будущими балансовыми запасами, поставить более мощную подъём-ную машину на более широкий ствол, чтобы потом не перестраивать его.