Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

Длина квершлага 2 горизонта, м:

        м,

        где  H-длина шахтного поля по падению;

        α - угол падения свиты пластов;

        – сумма мощностей всех вышележащих пластов;

        - сумма расстояний между вышележащими пластами.

            =970 м.

       

 

Количество  воздуха, поступающего в ствол через  шахту, м³/с:

Сечение ствола, м²:

 

Число квершлагов:

 

2.Вариант 

Длина главного наклонного ствола, м:

 

Длина уклона рассчитывается как:

_{, м}

L_укл=2000-315=1685

Объём околоствольного  двора,  м³:

Сечение выбираем 14,5м².

Длина квершлага 2 горизонта аналогична длине в  предыдущем варианте

       

Стоимость проведения горных выработок по вариантам

1 вариант:

Главный вертикальный ствол:

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Околоствольный  двор:

Стоимость сооружений 1м³ околоствольного двора равна 21989 тнг.

Квершлаг II горизонта

С= 1,34(40785+2581*17,6)= 115518

2 вариант:

Главный наклонный ствол:

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Околоствольный  двор:

Стоимость сооружений 1м³ околоствольного двора равна 21989 тнг.

 

Транспортный уклон со II на I горизонт

С =1,34(6500+2700*12,6)=54298 тнг/м

Расчеты первоначальных капитальных затрат сводятся в таблицу 9 по вариантам.

Таблица 9.

Наименование  выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина м	Стоимость проведения   1 м (м3), тнг.	Полная  стоимость проведения, млн.тнг
Первый  вариант
Главный вертикальный ствол	1	S=23,7	327	594500	194,4
Околоствольный  двор	1	V=16150		21989	355,1
Итого по первому варианту					549,5
Второй  вариант
Главный наклонный ствол	1	S=14,5	961	306765	294,8
Околоствольный  двор	1	V=12950		21989	284,1
Итого по второму варианту					578,9

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

где С - капиталовложения, рассчитанные по действующим стоимостным параметрам;

Е - нормативный коэффициент приведения, Е =0.08;

t - период отдаления капиталовложений от базового периода, лет.

Если t> 20 лет, то принимается t = 20 лет;

К_ПР - коэффициент приведения.

 

 

Капитальные затраты будущих лет

1 вариант:

Углубка главного вертикального ствола:

 

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Квершлаг:

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

2 вариант:

Квершлаг:

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Уклон:

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 10 по вариантам.

Таблица 10

Наименование  выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2	Длина м	Стоимость проведения   1 м (м3), тнг.	Полная  стоимость проведения, млн.тнг	Коэффициент приведения затрат		Стоимость приведенная, млн.тнг
Первый  вариант
Углубка	1	23,7	242	832300	201,4		4,66	43,21
Квершлаг	3	17,6	970	115518	336,1		4,66	72,12
Итого по первому варианту								115,33
Второй  вариант
Уклон	1	12,6	1602	54298	51,5		4,66	22,6
Квершлаг	3	17,6	1475	114741	169,2		4,66	108,9
Итого по второму варианту								120

 

В сравниваемых вариантах предусматриваем применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно.

Затраты на ремонт капитальных горных выработок.

На ремонт капитальных горных  выработок  ежегодно отчисляется 2,2% от первоначальной их стоимости. Результаты расчетов затрат на ремонт капитальных горных выработок  сводятся в таблицу 11.

Таблица 11

Наименование  выработки	Первоначальная  стоимость выработки, млн.тнг	Срок  службы выработки, лет	Отчисления  на ремонт, млн. тнг/год	Общие затраты  на ремонт, млн.тнг
Первый  вариант
Главный вертикальный ствол	194,4	52,3	4,3	224,9
Углубка	43,21	26,15	0,9	23,5
Итого по первому варианту				248,4
Второй  вариант
Главный наклонный ствол	294,8	52,3	6,5	339,9
Итого по второму варианту				339,9

 

Транспорт и подъем полезного ископаемого

1 вариант:

Формула для расчета стоимости подъёма  полезного ископаемого двухскиповыми подъемами.

Подъем  с 1-го горизонта: 

,

где   - производительность подъема, ;

- высота  подъема, ;

.

Подъем  со 2 -го горизонта:  

,

где   - производительность подъема, ;

- высота  подъема, ;

 

.

2 вариант:

Формула для расчетов стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами.

Таблица I-3

Тип конвейера	Производительность, т/час	a	b	C
КРУ350	1200	132526	8024	6

 

Подъем  по наклонному стволу:

где  А – нагрузка на данную выработку;

L – дальность транспортирования,;

k_н – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

_; 

α  – угол наклона выработки, град.;

a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);

Подъем  по уклону со 2-го гаризонта на 1-й:

где  А – нагрузка на данную выработку;

L – дальность транспортирования,;

k_н – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

_; 

α  – угол наклона выработки, град.;

a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);

Результаты  расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 12.

Таблица 12

Наименование  выработки	Кол-во транспортируемого угля, млн.т	Стоимость транспортирования 1 т тнг.	Суммарные расходы на транспортирование, млн.тнг.
Первый  вариант
Главный вертикальный ствол I горизонта	57,1	37,24	2126,4
Главный вертикальный ствол II горизонта	57,1	50,34	2874,4
Итого по первому варианту			5000,8
Второй  вариант
Главный наклонный ствол	114,2	11,74	1340
Уклон	57,1	12,2	687,4
Итого по второму варианту			2028,1

 

Коэффициент водообильности меньше 1, поэтому затраты на водоотлив не учитываем.

Суммарные затраты по всем статьям сводим в  таблицу 13.

Таблица 13

Статьи  расходов	Величина  расходов, млн.тнг.
	1 вариант	2 вариант
1	2	3
Капитальные вложения на проведение выработок а) в  период строительства шахты б) будущих  лет	549,5   115,33	578,9   140,55
Итого капитальных  вложений, тыс.тнг	К1=664,83	К2=719,45
%%
Эксплуатационные  расходы на: а) проведение выработок б) поддержание  выработок в) ремонт капитальных выработок г) транспорт  и подъем д) водоотлив е) реновация капиталовложений	- - 248,4 5000,8 - 664,83	- - 339,9 2028,1 - 719,45
Итого эксплуатационных расходов, тыс.тнг	Э1=5914,1	Э2=3087,4
%%

 

Выбор рационального  варианта вскрытия шахтного поля зависит  от соотношения по вариантам капитальных (К₁и К₂) и эксплуатационных (Э₁ и Э₂) затрат, рассчитанных в таблице 13.

При  К₁<К₂ , а Э₁>Э₂ 

 

где  А – годовая мощность шахты, млн.т;

Q_ПР – промышленные запасы шахтного поля, млн.т;

Т. к. t_o< 8-10лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат.

Исходя  из этого наиболее выгодным будет использование второго варианта. В качестве главного ствола выступает -наклонный, в качестве вспомогательного -вертикальный ствол при погоризонтной схеме подготовки.