Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ теории оптимизации и практики применения технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки тонких и средней мощности пластов
1.1. Способы вскрытия, подготовки и систем разработки при разработке тонких и средней мощности пластов 11
1.2. Техно логические схемы подготовки и оставлением породы в шахте 17
1.3. Краткий обзор литературы по методам оценки качества добываемых углей 27
1.4. Основные выводы и задачи исследований 32
2. Обоснование критериев экономической оценки технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки с учетом качества добываемых углей и полноты использования запасов
2.1. Краткий обзор официальных критериев экономической оценки 34
2.2. Обоснование критериев оценки эффективности технологии разработки пластов угля с учетом последующих стадий его переработки и использования 47
3. Методические основы оптимизации схем и параметров вскрытия и подготовки запасов угольных пластов
3.1. Факторы, влияющие на выбор способов вскрытия и подготовки. Принципы выбора параметров вскрытия и подготовки 54
3.2. Сравнение вариантов вскрытия и подготовки угольных месторождений 59
3.3. Обоснование высоты этажа 67
4. Методические основы экономической оценки систем разработки угольных месторождений
4.1. Общие принципы выбора и экономической оценки способов и систем разработки угольных пластов 76
4.2. Экономико-математическая модель оценки систем разработки угольных месторождений с учетом стадий переработки и направлений использования угля 81
4.3. Алгоритм и программа для решения задач сравнительной оценки систем разработки угольных пластов 88
5. Разработка комплексного метода определения оптимальной длины лавы
5.1. Краткий обзор методов и критериев для определения длины лавы 100
5.2. Комплексная методика определения длины лавы с учетом качества добываемого угля 105
6. Предлагаемые новые системы разра ботки тонких и средней мощности пологих угольных пластов и оценка их эффективности
6.1. Системы разработки пластов средней мощности длинными столбами с проходкой дополнительной камеры 116
6.2. Оценка эффективности нового варианта системы разработки длинными столбами по простиранию для разработки средней мощности пластов 122
6.3. Новый вариант системы разработки длинными столбами по простиранию на тонких и средней мощности пластах с оставлением породы в шахте 127
6.4 Длинными столбами по простиранию с оставлением породы в шахте 130
6.5. Новый вариант сплошной системы разработки па пологих средней мощности угольных пластах 136
6.6. Новый вариант сплошной системы разработки уклонных выемочных полей на тонких и средней мощности пологих угольных пластах 140
6.7. Сравнительная оценка систем разработки длинными столбами по простиранию и сплошных на тонких и средней мощности угольных пластах 144
Заключение
- Техно логические схемы подготовки и оставлением породы в шахте
- Сравнение вариантов вскрытия и подготовки угольных месторождений
- Экономико-математическая модель оценки систем разработки угольных месторождений с учетом стадий переработки и направлений использования угля
- Оценка эффективности нового варианта системы разработки длинными столбами по простиранию для разработки средней мощности пластов
Введение к работе
Актуальность темы. На многих угольных шахтах, разрабатывающих тонкие и средней мощности угольные пласты, постоянно снижается не только производственная мощность, но и качество добываемого угля (горной массы). В силу разных причин (выемка с присечкои пород, снижение интенсивности подготовительных и очистных горных работ из-за изношенности оборудования, вовлечение в эксплуатацию высокозольных пластов» отставание подготовки запасов, выдача породы от проходки подготовительных и нарезных выработок вместе с углем и т.д.) зольность добываемого угля, например, на большинстве шахт Восточного Донбасса достигла 35-41 % и более при материнской зольности пластов в пределах от 8 до 20 %. В результате даже после обогащения разные фракции (разные марки) обогащенного угля имеют зольность от 4 % до 20-25 % и более. Ущерб от снижения качества добываемого угля несут не только шахты, но и обогатительные фабрики, а также перерабатывающие и использующие уголь предприятия по производству тепловой и электрической энергии, кокса и чугуна, термомассы и электродов и т.п. Комплексы этих предприятий своими отходами наносят огромный ущерб окружающей среде, поскольку отходы от обогащения и переработки зольного угля достигают 60-70 % его массы. Серьезное изменение условий финансирования капитальных работ по реконструкции и техническому перевооружению (по вскрытию и подготовке запасов) требует определенного совершенствования методических основ решения многих задач проектирования и эксплуатации угольных шахт, особенно разрабатывающих пласты малой и средней мощности.
Из-за разубоживания (увеличения зольности на 20 %) в 1,33 раза снижается производительность труда шахтеров по полезному компоненту и вдвое увеличивается выход отходов добычи и переработки, что непосредственно влияет на состояние окружающей природной среды.
Сложившееся положение во многом является следствием недостаточной разработанности применительно к современным экономическим услови-
ям научных основ оптимизации параметров горных работ и технологических схем вскрытия, подготовки, добычи и переработки, а также рационального использования недр и совершенствования технологии добычи с учетом качества добываемого угля. Обычно эти вопросы до сих пор рассматриваются каждый в отдельности, взаимовлияния, а также без учета взаимосвязи с процессами обогащения и дальнейшей переработки угля. Более обоснованное решение задач оценки технологических схем вскрытия, подготовки, систем разработки и выбора эффективных направлений совершенствования технологических схем является весьма актуальным направлением исследований, внедрение результатов которых позволяет получить большой экономический эффект.
Цель работы - разработать применительно к современным экономическим условиям теоретические положения для обоснования эффективных технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки, обеспечивающих увеличение производственной мощности шахты, повышение полноты использования недр и качества добываемого угля при разработке тонких и средней мощности угольных пластов.
Идея работы - обоснование эффективных технологических схем и их параметров на основе рассмотрения во взаимосвязи вскрытия, подготовки и систем разработки тонких и средней мощности угольных пластов с учетом их влияния на эффективность работы шахт, обогатительных фабрик и других предприятий, перерабатывающих и использующих угли.
Научные задачи. В соответствии с поставленной целью в диссертации решались следующие основные задачи:
анализ теории оптимизации и практики применения технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки на тонких и средней мощности угольных пластах в современных экономических условиях,
обоснование критериев экономической оценки и разработка экономико-математических моделей для обоснования эффективных и взаимосвязанных технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки,
7 обеспечивающих повышение качества добываемого угля и снижение ущерба
окружающей среде,
разработка методических основ сравнительной оценки систем разработки угольных пластов с учетом качества угля и применяемой технологической схемы по конечному продукту переработки угля,
разработка метода определения эффективной длины лавы,
разработка применительно к конкретным горно-геологическим и горно-техническим условиям и внедрение рекомендаций по выбору схем вскрытия, подготовки и систем разработки,
разработка на уровне изобретения новых эффективных систем разработки (сплошных и длинными столбами по простиранию).
Методы исследований. Применен комплексный метод исследований, включающий анализ теории и практики разработки пластовых месторождений, технико-экономических показателей работы угольных шахт и обогатительных фабрик, методы статистической обработки данных, экономико-математическое моделирование, технико-экономические расчеты по сравнительной оценке вариантов, разработка и конструирование новых технологических решений, опытно-промышленная проверка и внедрение рекомендаций в производство.
Защищаемые научные положения:
1. Экономико-математические модели и результаты расчетов по срав
нительной оценке эффективности вариантов вскрытия, подготовки и систем
разработки в их взалимосвязи и с учетом их влияния на полноту использова
ния запасов, качество добываемого угля и эффективность работы лавы и
шахты в целом по конечному продукту.
2. Методические основы и экономико-математические модели для
оценки систем разработки с учетом их влияния на эффективность работы
шахты и перерабатывающих энергетический уголь предприятий.
3. Методика и экономико-математические модели для обоснования оп
тимальной длины лавы при разном качестве запасов и применяемых систе
мах разработки по конечному продукту переработки угля.
Разработанные новые эффективные варианты систем разработки длинными столбами и сплошных систем разработки, обеспечивающие повышение качества добываемого угля, а также полноты использования недр и эффективности работы шахт и обогатительных фабрик.
На основе разработанных экономико-математических моделей даны конкретные рекомендации по вскрытию, подготовке и системам разработки, внедрение которых на шахте «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» обеспечило большой экономический эффект.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается анализом представительного объема статистических данных и фактических технико-экономических показателей работы шахт, обогатительных фабрик и других предприятий перерабатывающих уголь, применением методов статистической обработки данных, а также положительными результатами сравнительной оценки, опытно-промышленной проверки и внедрения рекомендаций по выбору и применению эффективных технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки.
Научная новизна работы состоит в том, что научные положения и экономико-математические модели оценки технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки, определения оптимальной длины лавы разработаны на основе нового системного и комплексного подхода не по затратам, а по сумме дисконтированной прибыли при рассмотрении во взаимосвязи и взаимовлиянии вскрытия, подготовки с очистными работами и работы шахт с предприятиями по обогащению и переработке угля до получения конечного продукта. Разработаны четыре новых варианта систем разработки, защищенные патентами на изобретения.
Практическое значение работы заключается в том, что на основе предложенных методик может быть осуществлен выбор существующих и
9 создание новых технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки могут быть выбраны варианты технологических схем, обеспечивающих более высокую прибыльность работы шахты и перерабатывающих уголь предприятий, увеличение их производственной мощности по конечному продукту при более полном использовании запасов недр и добываемого угля на стадиях переработки.
Реализация работы. Исследования проводились в соответствии с плановой тематикой по программе "Экологически чистое горное производство", а также по гранту Минобразования РФ. Применительно к современным экономическим условиям и горнотехническим условиям угольных шахт Восточного Донбасса решен ряд задач по оценке эффективности технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки, а также полноты использования недр и добытых углей с учетом их качества и увеличения ценности на стадиях обогащения и переработки. Выполненные работы по реконструкции шахты «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» позволили вдвое увеличить производственную мощность шахты и обеспечило экономию около 40 млн. рублей в год. Рекомендации по применению новых вариантов сплошных систем разработки внедрены на шахте «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» с эффектом 14 млн. руб, новые варианты системы длинных и сплошных столбов приняты для использования на других угольных шахтах Восточного Донбасса. Результаты исследований используются в учебном процессе ( два учебных пособия), а также при дипломном и курсовом проектировании в Южно-Российском государственном TexHniAaipo6iNHiffifln»nTKD ((ЕИЩ)ные положения и результаты исследований докладывались на международной научно-технической конференции «Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых», Новочеркасск, НГТУ, 1997 г., на II международной научно-технической конференции «Проблемы геологии, полезных ископаемых и экологии Юга России и Кавказа», Новочеркасск, 1999, на семинарах «Недели горняка», Москва, МГГУ (1999-2004 гг.), на II Всероссийской научно-практической конфе-
10 ренции «Горно-металлургический комплекс России: состояние, перспективы
развития», Владикавказ, СКГТУ, 2003 г., на научно-технических конференциях ЮРГТУ (НПИ) (1999-2004 гг.), а также на угольных предприятиях Восточного Донбасса.
Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения и списка литературы из 151 наименования, изложена на 168 страницах машинописного текста.
Публикации. Всего опубликовано более 40 работ, из них по теме диссертации 33 работ, в том числе несколько разделов в двух монографиях, в учебных пособиях, в частности, с грифом УМО, а также в 25 статьях рецензируемых изданий.
Техно логические схемы подготовки и оставлением породы в шахте
Основными источниками поступления породы являются горные выработки, проводимые полевыми или по пластам угля с подрывкой вмещающих пород, ремонт выработок и очистные забои (при разработке пластов сложного строения, вывалы и обрушения кровли). Основными факторами, определяющими абсолютные объемы поступающей породы, являются: производственная мощность шахты, мощность и строение разрабатываемых пластов, устойчивость вмещающих пород, суммарная длина и площадь поперечного сечения проводимых выработок, в том числе долевое участие полевых, материал крепи, суммарная протяженность поддерживаемых выработок, применяемые системы разработок, способ охраны выработок и др. Места складирования породы, оставляемой в шахте, - выработанное пространство после выемки полезного ископаемого: очистной забой (лава, полоса, камера), раскоска при проведении выработок широким ходом, погашаемые выработки из, наконец, специально созданные емкости, т.е. тоже самое выработанное пространство, но специально образованное в ранее оставленных целиках. В зависимости от взаимного сочетания мест укладки породы и источников ее получения возникают различные по степени сложности условия ее оставления в шахте. Так на некоторых шахтах породу из лавы, оборудованной механизированным комплексом и конвейерным транспортом по штреку, смешивали с углем и горную массу выдавали на поверхность.
После обогащения отходы (породу) вновь спускали в шахту или утилизірдийипгее благоприятные условия для оставления породы обеспечиваются при применении сплошной системы разработки, когда выработанное пространство и порода, получаемая при проведении штреков, территориально располагаются практически рядом, особенно на вентиляционном горизонте. Если откаточный штрек проходили узким забоем с опережением (или отставанием) очистного забоя, то породу от подрывки располагали в нижней части выработанного пространства, используя закладочный комплекс типа "Титан", ПЗК, ЗУ, ДЗМ-2 и др. При проведении штрека широким забоем породу укладывали в раскоску. При столбовой системе разработки оставление породы в шахте возможно при проведении спаренных штреков общим забоем по углю и укладкой породы в раскоску между ними. Один из штреков затем используется в качестве транспортного для верхней лавы, второй - вентиляционной для нижней. Одним из перспективных направлений разработки с оставлением породы в шахте является развитие такого способа, когда оба штрека, оконтури-вающие выемочный участок, у границ целика около основной транспортной выработки соединяются разрезной печью. Оборудуется лава узкозахватным комбайном, конвейером и индивидуальной крепью. Выемка угля, следовательно, и перемещение забоя увязывается с объемом породы, поступающей от проведения выемочных выработок, например, ярусных штреков.
После завершения оконтуривания запасов монтируют механизированный комплекс основной лавы, а ранее отрабатывающуюся лаву ликвидируют или используют в качестве резервной (рис. 1.8.). В результате ведения горных работ с применением систем с короткими очистными забоями образуется большое количество полостей, которые затем могут заполняться отбитой породой от проходки. В отечественной практике разработка угольных месторождений с использованием систем с короткими очистными забоями находит применение весьма редко из-за высоких потерь достигающих в среднем 40 % и область ее применения ограничивается пластами с мощностью 2- 3,5 м, что обусловлено областью применения отечественного проходческого оборудования. В системы разработки с короткими очистными забоями входят камерные, камерно-столбовые и короткие столбы. Общим для них является способ управления горным давлением - удержание кровли от обрушения постоянными или временными целиками, а выемка угля - короткими забоями. При камерных системах разработки очистные работы ведутся в камерах с оставлением между ними непогашаемых целиков. Расположение камер возможно под любым углом к линии простирания пласта в зависимости от принятой технологии отбойки угля и средств транспортирования. В связи с этим их применение возможно как при панельной, так и при этажной подготовке шахтного поля (рис. 1.9.)- Различают регулярное и периодическое расположение камер. В первом случае между камерами оставляют технологические целики одинаковых размеров; во втором - кроме междукамерных периодически оставляют более широкие ленточные целики, которые разделяют участки в пределах этажа или яруса. Оставление междукамерных и участковых целиков необходимо для управления горным давлением. Ширина камер в зависимости от устойчивости вмещающих пород изменяется в пределах 4-12 м, а длина до 200-300 м. Ширина междукамерных целиков составляет 2-6 м, участковых 5-10 м. Размеры выемочных участков по простиранию выбирают с таким расчетом, чтобы обрушение пород кровли происходило после его отработки, и на пологих пластах эти размеры составляют 50-150 м. При системах разработки с короткими столбами выемочное поле разбивается сетью нарезных выработок на прямоугольные участки с размерами сторон 10-15 (короткие столбы).
Они применяются на пластах средней мощности с углами падения до 18 град, при весьма неустойчивых или труднооб-рушаемых породах кровли, а также при погашении охранных целиков. Достоинства системы: высокая производительность труда, низкая трудоемкость работ по управлению кровлей, высокий уровень нагрузки на выемочное поле. Из систем разработки с короткими забоями наибольшее распространение имеют камерно-столбовые системы. Областью наиболее эффективного применения камерно-столбовой системы являются пласты полезного ископаемого мощностью от 1,5 до 3 м с углами падения до 15 град., залегающие на глубине до 300 м в устойчивых и средней устойчивости вмещающих породах; газоносность пласта должна быть не более 10 куб.м/т. По условиям безопасности ее нецелесообразно применять на пластах, угли которых склонны к самовозгоранию, опасны по внезапным выбросам угля и газа, а также горным ударам. Рассматриваемая технология эффективна при разработке месторождений с относительно сложными условиями залегания пластов: труднообру-шаемой кровлей, пучащими породами почвы или резко меняющейся мощностью, разбитых геологическими нарушениями на участке небольших размеров (до 300 м) или неправильной формы. Сущность камерно-столбовой системы разработки заключается в следующем. Шахтное поле разделяют на панели, размеры которых зависят от условий залегания пластов. От панельных наклонных выработок проводят парные штреки (рис. 1.10) шириной 3,6-5,4 м в зависимости от устойчивости пород и крепят их анкерной крепью. Наклонная высота яруса 160-200 м. Ярусы в панели отрабатывают обратным ходом. Очистные работы ведут и в камерах и при погашении целиков.
Камеры шириной 4-12 м проводят по восстанию пласта на всю высоту яруса и крепят анкерной крепью. Ширина мед камерного целика до 6-15 м. / Первоначально проводят две камеры, соединяя их между собой сбойками через каждые 35-40 м. После проведения второй камеры, которая служит в качестве запасного выхода и для вентиляции, комбайн перегоняют по вентиляционному штреку в первую камеру и приступают к отработке междукамерного целика нисходящими диагональными заходками сверху вниз. Заходка - очистная выработка небольшой протяженности, непосредственно примыкающая к выработанному пространству или отделяемая от него на время выемки небольшим це- ликом полезного ископаемого. Ширина заходок около 7Д м. Между заходками оставляют целики шириной 1-1,5 м. После отработки междукамерных целиков проводят новую третью камеру, а из второй производят погашение целика. Основными преимуществами камерно-столбовой системы разработки являются возможность применения как для очистных работ, так и для проведения подготовительных выработок одного и того же комплекта оборудования, а также высокие технико-экономические показатели при очистных работах. К недостаткам следует отнести значительные потери полезного ископаемого (до 35% и более), ограниченную область применения но углу падения пластов, их газоносности и глубине ведения горных работ.
Сравнение вариантов вскрытия и подготовки угольных месторождений
Критерием оценки вариантов вскрытия и подготовки угольных месторождений, так же как и при решении других задач должна быть принята величина суммы дисконтированной прибыли за расчетный период, в частности за весь период проектирования, строительства и эксплуатации шахты. Она может быть представлена как сумма прибыли с учетом фактора времени за вычетом капитальных затрат (с учетом процентной ставки за кредит и времени выполнения капитальных работ) на строительство горного предприятия и создание необходимых для нормальной работы шахты вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов в разные периоды времени. При каком-то базовом варианте вскрытия и подготовки она определится по формуле (руб) "Г t t Znprf5t = f Aft K3(цдб1Кс - сдй)]/(l + Е) "-1 - кй(1 + EHt ) ", t=i t=i t=i где Прбі t - сумма годовой прибыли и расходов при базовом варианте в t-й год, руб/год; Т6 - время цикла при базовом варианте, tC6, tpe - затраты времени на строительство шахты и расчетный период работы предприятия при базовом варианте, лет; К& - капиталовложения для выполнения работ по строительству при базовом варианте в t-й год, руб; цдб1 - извлекаемая ценность добываемого угля и затраты на его добычу и переработку при базовом варианте в t-й год, руб/т; A5t - производственная мощность рудника (шахты) при базовом варианте в t-й год, т/год; EHt - коэффициент, учитывающий плату за использование кредитов в t-й год; Е - коэффициент дисконтирования разновременных затрат и прибыли, доли ед.; К3 и К - коэффициенты подтверждения величины и ценности запасов. Величина удельной прибыли или ущерба, при базовом варианте вскрытия и подготовки определится по формуле (руб\т) Приняв какой-то вариант вскрытия и подготовки за базовый, можно сравнить с ним другие возможные для применения варианты.
Критерий оценки для любого другого варианта вскрытия и подготовки, руб, может быть представлен формулой (руб) t=i t=i t=i Формула удельной прибыли для любого нового варианта вскрытия и подготовки будет иметь вид (руб/т). При расчетах необходимо учитывать, что резерв вскрытых запасов обычно составляет от 3 до 10-12 лет, подготовленных запасов - 12-18 мес, а готовых к выемке - 6-8 месяцев нормальной работы. В угольной промышленности запасы угля, параметры горных работ и технологические схемы вскрытия и подготовки оцениваются до сих пор на основе себестоимости добычи угля и его отпускной цены, которая устанавливается обычно на уровне или ниже уровня себестоимости. Поэтому в случаях получения отрицательной прибыли (убытков) необходимо определить извлекаемую ценность угля по разным направлениям получения конечной продукции. Например, при использовании на электростанциях в качестве топлива самой зольной и мелкой фракции добываемого угля - штыба производится электроэнергия, стоимость которой окупает все затраты на добычу угля и его сжигание на электростанции. Извлекаемая ценность при сжигании 1 т штыба определится по формуле (руб/т) где Тш и Тут - теплотворная способность штыба и условного топлива, ккал/кг; п3 - норматив раскола условного топлива на производство 1 кВт-ч электроэнергии, кг/кВт-ч; цэ - отпускная цена электроэнергии, руб/кВт-ч. Если пэ 0,32 кг/кВт-ч, цэ=1,8 руб/кВт-ч, а теплотворная способность штыба с зольностью 29 % Тш=4820 ккал/кг, то извлекаемая ценность штыба цд =1000 —2(М 8 = 3873руб/т. лэ 7000-0,32 При затратах на добычу (-500 руб/т) и переработку угля на электростанции (-450 руб/т), равных 500+450=950 руб/т, прибыль равна Пр = 3873 - 950 = 2923 руб/т.
Прибыльность работы комплекса шахта-электростанция увеличивается при использовании высококачественного угля, например, антрацита с зольностью 10-12 %, теплотворная способность которого равна 8100 ккал/кг. При этом топливе на получение электроэнергии извлекаемая ценность составит = 8100-1,8 шоо = 5750 д 7000 0,32 По этой же методике можно рассчитать извлекаемую ценность угля, затраты на добычу и переработку, а также сумму дисконтированной прибыли при производстве из угля сорбентов, термомассы, электродной продукции, жидкого топлива, кокса и т.д. В общем виде критерий эффективности более глубокой и разнообразной переработки углей может быть представлен суммой дисконтированной прибыли за расчетный период времени за вычетом капиталовложений в перерабатывающие производства с учетом фактора времени (руб) ЕЕПрг»=1Е-А,(цд,-сд11)/(1 + ЕГ-+1- Кй(1 + Ен) , i=t t=I i=t t=l l=t t=l где n-1 - количество перерабатывающих уголь и отходы производств; п - общее число производств комплекса, включая шахту по добыче угля; tpi -расчетный срок сравнительной оценки работы І-го производства, лет; tci - срок строительства предприятия і-го производства, лет; Прт - годовая прибыль производства в t-й год, руб/год; Ait - производственная мощность і-го предприятия, добывающего и перерабатывающего уголь в t-й год, т/год; цД1( -извлекаемая ценность добываемого угля, перерабатываемого і-м предприятием в t-й год, руб/т; сді( - затраты на добычу и переработку угля до товарного продукта на і-м производстве в t-й год, руб/т; ц1Х - отпускная цена конечного (товарного) продукта і-го производства в t-й год, руб/т; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени; Е„ - коэффициент, учитывающий процентную ставку за кредит для строительства перерабатывающих уголь предприятий; Kjt - капитальные затраты на строительство і-го производства в t-й год, руб. В каждом і-м производстве затраты на добычу и переработку должны определяться по формуле, включающей затраты на всех этапах переработки угля, руб/т,: m Сді = Сду + 2/Сдпц где сду - затраты на добычу угля, руб/т; сДПу - затраты на переработку угля на і-м производстве, включая j-ю стадию переработки, руб/т; m - число стадий переработки угля на І-м производстве.
Каждой стадии и каждому перерабатывающему производству должны соответствовать не только затраты на добычу и переработку, но и величина извлекаемой ценности (руб\т), которая в общем виде должна быть определена по формуле: Чд. =УІГЦІІ где Yij - выход продукта на j-й стадии і-го производства т/ утл я, ккал/т, кВт-ч/т и т.п.; Цц - отпускная цена продукта после j-й стадии переработки в І-м производстве, руб/т угля. Если перерабатываются не только угли, но и отходы угольного производства, то эффективность перерабатывающих эти отходы предприятий определится по формуле, руб,: І tpn prt = A; fo - с д11 )/(і + Б)1--1 - І І к;,(і+ЕН), і=1 t=l і=1 t=l где Il prit - годовая прибыль і-го перерабатывающего предприятия в t-й год, руб/год; A it - производственная мощность і-го предприятия, перерабатывающего отходы, т/год отходов; ц дл и сдц - извлекаемая ценность и затраты на переработку в расчете на 1 т переработанных отходов в І-м производстве в t-й год, руб/т. Затраты на добычу и переработку угля при базовом варианте, руб/т, сдб =[0-Р„ХА] + А2 +А3)/(1-П)] + А4 + А5, где П и Р„ - потери угля и разубоживание его породой, доли ед.; Аь А2, А3 - затраты на погашение ГРР, ГПР и амортизацию в расчете на 1 т балансовых запасов, руб/т; А4 - затраты на последующие процессы добычи угля, руб/т; А5 - затраты на обогащение, руб/т. Общие капитальные затраты отдельной очереди вскрытия (руб) определяются по формуле К-Кс +ККВ + Кшт + Кр + Код 4- КЗС0 +Кб +Ку, где Кс, Ккв, Кшт, Кр, Код, Кб,Ку - затраты на проходку стволов, квершлагов, штреков, рудоспусков, околоствольных дворов, бремсбергов и уклонов соответственно, руб; К3№ - затраты на строительство надшахтных зданий, сооружений, приобретение основного оборудования, руб. Капитальные затраты на проведение: стволов- Кс = (Hci +h3i)Sci -cci; i=l квершлагов - К и = (L rij SкЦ) с кві; n+1 ШТреКОВ- Кшт -Z Lmi Smi СШІ; і=1 і рудоспусков - Кр = (n - l)h3 Spj срі; околоствольных дворов - Код = ] voij c01j; n бремсбергов - Кб =Х е сб H3/Sina, п I уклонов - Ку = Х у cyh3 /Sina. Капитальные затраты на строительство надшахтных зданий, сооружений, приобретение основного оборудования к зсо — Z_i ЗСОІ » L=l где Нс, h3 - глубина стволов и зумпфов, м; LK, Ьш - длина квершлагов и штреков, м; h3 - высота этажа, м; ф0 - объем околоствольного двора, м ; Sc, SK, Sm ,SP - сечения выработок стволов, квершлагов, штреков, рудоспусков соответственно, м ; сс, ск, сш, ср, с0 - стоимость 1 м ствола, квершлага, штрека, рудоспуска и околоствольного двора соответственно, руб/м3; т, п, /, к -число стволов, этажей, рудоспусков, объектов, штук.
Экономико-математическая модель оценки систем разработки угольных месторождений с учетом стадий переработки и направлений использования угля
Обычно для сравнительной оценки систем разработки выбираются, как правило, 2-4 технически пригодных и достаточно безопасных варианта систем. Один из вариантов принимается за базовый, с которым сравниваются остальные (например, уже применяющаяся система разработки на действующем горном предприятии). Для вновь строящегося горного предприятия за базовый вариант может быть принята любая из сравниваемых систем, например, обеспечивающих минимум капитальных затрат или максимальную производственную мощность шахты. Важными составляющими критерия оценки систем разработки являются такие показатели, как извлекаемая ценность добываемого угля, эксплуатационные и капитальные затраты на добычу и переработку угля, а также потери и разубоживание (показатели извлечения из недр и изменения качества) и др., которые определяются по формулам, соответствующим тем или иным горнотехническим условиям. Поэтому в наиболее общем случае в качестве критерия оценки эффективности систем разработки угольных месторождений целесообразно применять сумму дисконтированной прибыли за какой то расчетный период времени с учетом величины капиталовложений и процентной ставки за кредит для выполненных работ, которая для условий вновь строящейся шахты может быть выражена формулой (руб) (l + EK-XtMl + EJ", 1Прп=1Мцд(-Сд1) І=І t=i t=l t=l где tp -расчетный срок сравнительной оценки вариантов систем разработки, лет; tci срок строительства і-го объекта добычи и переработки угля, лет; At - производственная мощность шахты в t-й год, т/год; цд, и сдх - извлекаемая ценность и эксплуатационные затраты на добычу и переработку добытого угля, руб/т; Kit - капиталовложения в строительство і-го объекта добычи и переработки угля в t-й год, руб; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.; Ек - коэффициент, учитывающий величину процентной ставки за кредиты, доли ед.
При решении задачи сравнительной оценки систем разработки для реконструкции, расширения или технического перевооружения действующего горного предприятия (шахты) может быть использована формула(руб) И 1=1 t=4 Ы где A6t и At- производственная мощность горного предприятия при базовом и новом вариантах разработки, т/год; Цдб( и сдй- извлекаемая ценность добываемой горной массы (угля) и затраты на ее добычу и переработку при базовом варианте в t -и год, руб/т; L% и сд( - то же при новом варианте разработки, руб/т; tc - срок строительства или реконструкции шахты, лет; KBt - капиталовложения в t-й год, руб; Ек - коэффициент, характеризующий величину процентной ставки за кредит для выполнения работ по строительству или реконструкции горного предприятия, доли ед.; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.; у - коэффициент, учитывающий долю капитальных средств за счет банковского кредита. В зависимости от того, с позиции какого уровня иерархии осуществляется оценка систем разработки, входящие в формулу критерия показатели Аь цд1 и сд(, а следовательно и результаты расчета, будут различными. Если расчет ведется на уровне шахты, которая продает добываемый энергетический уголь (горную массу) без обогащения по какой-то цене, то извлекаемая ценность будет равна цене угля, а эксплуатационные затраты будут равны себестоимости добычи и они определятся по формулам (руб/т): 1 — р Сд"ьЛЇ Аі+А2+А +А4 где Цдб - отпускная цена добытого энергетического угля какого-то базового качества, руб/т; m - число показателей качества угля, от которых зависит его отпускная цена; Л; - величина доплаты или штрафа за отклонение j-ro качества от базовой величины, руб/%; a6j и a j - показатели j-ro показателя качества угля, базового и фактического, %; П и Р - потери и разубожива-ние угля, доли ед.; Аь А2, А3 - затраты на погашение геологоразведочных работ, на амортизацию основных фондов, на горно-подготовительные работы, отнесенные на 1 т погашенных балансовых запасов угля, руб/т; А4 - затраты на последующие процессы добычи, руб/т добытой горной массы.
Если расчет ведется с учетом стадии обогащения угля, то формулы для определения извлекаемой ценности и затраты на добычу и переработку будет иметь вид (руб/т): где у0 - выход концентрата при обогащении добытого угля, доли ед.; цк - отпускная цена концентрата, руб/т; п - число функций крупности реализуемого угля; Цдбі - отпускная цена і-й фракции угля какого-то базового качества, руб/т; у0 - выход і-ой фракции крупности в общей добыче угля после переработки, включая шлам, доли ед.; ДцМу - величина доплаты или штрафа за отклонение j-ro качества в і-й фракции от базового, руб/%; т- число показателей качества угля, определяющих его отпускную цену; aM6jj и аМфі,- -показатель і-го качества в j-й фракции угля базового качества и фактического, %; А5 - затраты на транспортирование добытого угля до обогатительной фабрики и обогащение, руб/т.
Если расчет осуществляется с учетом не только добычи и обогащения, но и с учетом процессов дальнейшей переработки угля, например, энергетического угля, до получения тепловой или электроэнергии, то извлекаемая ценность угля и затраты на добычу и переработку определятся по формулам (руб/т): Чдэ =УЭ Ц3 = ЮООТу -Цз/Т -у , 1 — Р Сдэ =Г П А +А2 +Аз)+А4 + А5 + А6, Чдоэ =7о-Уэ-Цэ = Ю00уоТуцэ/Тут-уут, 1 — р Сдэ = ]3 Al +А2 + Аз) +А4 +А5 +у0 -А 6, где уэ - выход электроэнергии при сжигании 1 т добытого угля, квт-ч/т; уэ - выход электроэнергии при сжигании 1 т обогащенного угля, квт-ч/т; А6 - затраты на сжигание 1 т добытого угля на электростанции, руб/т; у0 - выход товарного угля при обогащении, доли ед.; А6 - затраты на сжигание 1 т обогащенного угля на электростанции, руб/т; у„ - выход товарного угля после обогащения, доли ед.; Ту -теплота сгорания угля без обогащения, ккал/кг; уут - удельный расход условного топлива на производство электроэнергии, кг/квт-ч, уут=0,320 кг/квт-ч. Ту - теплота сгорания обогащенного угля, ккал/кг; 1000 - переводной коэффициент кг в тонны. Очень важно иметь в виду, что разные системы разработки могут обеспечить разные сроки подготовки и отработки запасов и разную производственную мощность шахты. Время выполнения работ по подготовке и отработке очистных забоев должно определяться в зависимости от принятого при той или иной системе разработки порядка отработки выемочных участков (полей) - прямым или обратным ходом и объемов проходки подготовительно-нарезных работ. Если системы отличаются по длине лавы, то должна быть учтена разница в затратах времени и средств на вскрытие.
Оценка эффективности нового варианта системы разработки длинными столбами по простиранию для разработки средней мощности пластов
Оценка эффективности осуществлялась применительно к условиям шахты «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» разрабатывает пласт к2, при этом очистные работы ведут лавой № 04, работающей по системе разработки длинными столбами по простиранию (обратным ходом). Горно-подготовительные работы по проведению конвейерных штреков № 04 и № 06 (их длина более 2200 м) в период с сентября 2000 года по настоящее время сильно затруднялись из-за повышенного водопритока при подвиганий подготовительных забоев. Угол падения пласта в местах ведения горных работ составляет 19. При проходке конвейерного штрека № 04 (воеточной его части) в 2000 году уклон составлял 2-3, конвейерного штрека № 06 (западная часть) в 2001 - 2003 годах до 5. Темпы проходки штрека № 04 (сверху вниз) в 2000 году: в феврале- 20 м/мес, в августе - 18 м/мес, в сентябре - 30 м/мес, в ноябре - 17 м/мес, при среднем плане проходки 50 - 60 м/мес. Снижение темпов проходки происходило из-за затопления проходче-ского забоя шахтными водами (водоприток до 70 м /час) и, как следствие, выхода из строя шахтного оборудования. В декабре водоприток уменьшился, вода перестала скапливаться в проходческом забое и темпы проходки увеличились до 80 м/мес. Темпы проходки конвейерного № 06 в октябре 2001 года - 12 м/мес, в июне 2002 года 27 м/мес, июнь, июль 2003 года - по 35 м/мес, март, май 2003 года по 12 м/мес, июнь 2003 года - 15 м/мес (водоприток до 90 м7час), с июля скорость проходки увеличились до 56 м/мес. В результате снижения темпов проходки (в 2 раза и более) увеличиваются не только затраты на подготовку, но и сроки подготовки, а это, как следствие, ведет к дополнительному замораживанию средств. Повышенный водоприток оказывает также влияние на очистные работы, хотя и в меньшей степени. Так вентиляционный штрек № 02 является дренажным для лавы № 04, шахтные воды из ранее отработанных вышележащих лав поступают и откачиваются из него.
При аварийной остановке насоса, откачивающего воду из вентиляционного штрека № 02» шахтные воды перепускают через обрушенное пространство лавы № 04 на конвейерный штрек № 04, что приводит к попаданию воды на ленточный конвейер, а это является причиной его частой остановки. Таким образом, повышенный водоприток оказывает влияние на скорость подвигания очистного забоя, в результате скорость подвигания лавы уменьшается. Темпы снижаются на 1-2 полосы в месяц, что приводит к уменьшению производительности шахты на 400 -700 т/мес (5-8 тыс. т/год). При предлагаемом нами варианте системы разработки длинными столбами по простиранию не только увеличивается скорость проходки штрека и добыча из проходческих забоев, но и добыча из лавы. Величина дополнительной добычи в расчете на 1 пог. м выработки в условиях шахты «Дальняя» составляет Q{ =9-2,26=20,34 т/м. Для обеспечения нормы проходки 60 м/мес необходимо также проводить 60 м камеры, а это составит мес.кам, — Vl v где V - нормативная скорость проходки в месяц, м/мес, QMeCKaM =20,34-60-1220,4 т/мес. Кроме того, камеру необходимо периодически (через 20 м) сбивать со штреком разрезной печью, ширина разрезной печи 3 м, длина равняется ширине целика 10 м. При плане проходки необходимо проводить 3 разрезные печи в месяц, при этом дополнительно добывается где п - количество разрезных печей проводимых в месяц; bpn. - ширина разрезной печи, м; Lp.n. - длина разрезной печи, м, QMK.p.D. =4.3-10-2,26 = 271,2 т/мес. Мероприятия по уменьшению водопритока обеспечат возможность увеличения темпов проведения конвейерного штрека (фактически они снижаются примерно в два раза по сравнению с планом проходки), т.е. это позволит увеличить скорость проходки примерно на 30 м/мес, при этом дополнительный объем добываемой горной массы составит VMec.np. = " пр У где S - площадь сечения штрека в проходке, м2; Lnp - дополнительная проводимая длина штрека, м; у - удельный вес горной массы, добываемой из штрека, т/м3, QMec.np. = 12 - 30 2,2 = 792 т/мес. Суммарно дополнительная добыча составит (т/мес) QMecs =QMec.KaM. +Рмес.р., +QMec.np. =1220,4 + 271,2 + 792 = 2283,6. План добычи по шахте при базовом варианте составляет 500 тыс. т/год горной массы или 41,5 тыс.т/мес. Дополнительная добыча при новом варианте от проходки выработок составляет 2,28 тыс.т/мес, или 27,4 тыс,т/год. Производственная мощность шахты за счет проходки угольной камеры увеличится на 27,4 тыс. т/год, а за счет ликвидации аварийных простоев лавы на 6-7 тыс. т/год, в целом на 533 тыс. т/год или больше на 6,6 %. Проведение дополнительной камеры позволит не только увеличить производительность шахты, но и потребует дополнительных средств на ее проведение и крепление. Основные статьи расходов: заработная плата (1440 руб/м), начисления на заработную плату(40 % от заработной платы или 576 руб/м), амортизация конвейера СП 202 (17000 руб/мес или 283 руб/м), мате-риалы (дерево - 0,45м /м или 2660 руб/м). В целом затраты на проведение: 1 м камеры составят 1440+576+283+2660-4959 руб; в месяц 297540 руб. Себестоимость добычи по шахте составляла около 523 руб/т, затраты в месяц соответственно 52341500=21704500 руб. С учетом проведения камеры затраты составляют 21704500+297540=22002040 руб. На 1 т с учетом дополнительной добычи 22002040/44500-495 руб. В результате себестоимость добычи снижается на 523-495=28 руб/т. Качество добываемого полезного ископаемого при применении базовой технологии характеризуется ценой товарной продукции (525 руб/т).
Годовая прибыль при базовом варианте системы составляет 0,5-(525-523)=1,0 млн. руб, При новом варианте 0,534-(525-495)=16 млн, руб. Эффект от применения новой технологии составит 15 млн. руб/год. Кроме этого несколько повысится качество добываемого угля за счет добычи его из камеры практически без разуб оживания. Если при базовом варианте системы зольность добываемого угля составляла 30 %, то при новом варианте она составит Р =(500000-0,3 + 34000-0,10)/534500= 28,7% или на 1,3 % меньше. Благодаря этому отпускная цена угля может быть увеличена в соответствии с принятыми нормами с 525 руб/т до 525 + 1,3 х 2,5 х 525 / 100 =525+17=542 руб/т. Удельная прибыль при новом варианте системы увеличится с 525 - 523 - 2 руб/т до 542 - 495 = 47 руб/т. Прибыль при новом варианте составит 47-534000=25098 млн. руб/год. При расчете с позиции интересов комплекса шахта - обогатительная фабрика эффективность нового варианта значительно выше. Еще выше она будет, если рассматривать работу шахты в комплексе с электростанцией. Если затраты на обогащение принять в соответствии с фактическими данными равными 60 руб/т, выход концентрата в результате переработки добытого угля 0,78, то при отпускной цене концентрата 1200 руб/т, удельная прибыль при базовом варианте системы разработки длинными столбами по простиранию будет равна Прб=у0Ццб-Сдб=0,78х 1200-583=353 руб/т, а годовая прибыль 11 =500000-353=176500000 руб. При новом варианте удельная прибыль за счет увеличения производственной мощности шахты и снижения зольности угля на 2 % будет равна Пр= 0,8 1200-555=405 руб/т, а годовая Прг=560000 405=226800000 руб/год или на 50 млн. руб больше, чем при базовом варианте. При оценке нового способа разработки с позиции комплекса шахта-ТЭЦ, когда каждый % зольности снижает теплоту сгорания примерно на 110 ккал/кг, удельная прибыль будет равна: а) при базовом варианте 7200 12 ц„==1000 — = 3900 руб/т, б) при новом варианте дб 7000-0,32 742012 цпб = 1000 — = 3975 руб/т. дб 7000-0,32 Если принять затраты на сжигание угля в топках ТЭС примерно равными затратам на добычу при базовом варианте, то тогда годовая прибыль при базовом варианте будет равна Пр =500000(3900-583-583)=1367000000 руб, а при новом варианте Пр=560000 (3975495-583)=1622320000 рубУгод или на 255,32 млн. руб больше, чем при базовом варианте. Как видно из этих расчетов извлекаемая ценность угля формируется в основном на стадиях обогащения, переработки и использования.
Похожие диссертации на Оптимизация технологических схем вскрытия, подготовки и систем разработки тонких и средней мощности угольных пластов
