CC BY
18
уходки за один цикл, так и различные ступени замедления взрыва при различных диаметрах центральной скважины (0,3-0,8-1,2 м). Кроме того, объем отбиваемой горной массы необходимо увязывать с производительностью убо-рочно-доставочной техники, чтобы обеспечить циклично-поточную технологию. Таким образом, сечение штрека (минимальные размеры которого зависят от габаритов добычного комбайна), диаметр центральной опережающей скважины и паспорт взрывных работ должны быть взаимоувязаны.
В-третьих, учитывая сложность комбинации отбойных и контурных шпуров, необходимость обеспечения «гладкой» поверхности контура выработки и не допущения запрессовки центральной скважины, отбойка должна выполняться только электровзрывным короткозамедленным способом. Особенности электровзрыва-
ния и условия его безопасного применения подробно изложены в работе [3]. Высокая степень безопасности проведения горных выработок в условиях удароопасного месторождения обеспечивается также за счет применения крепи с разнопеременными нагрузками на массив [4, 5].
Вместе с тем, опережающее бурение центральной скважины при проведении горных выработок (оконтуривающих рудный блок) позволяет получить чистую рудную массу с минимальным разу-боживанием руды вследствие возможности ее селективной выемки при проходке по рудному телу.
Резюмируя вышеизложенное, необходимо отметить, что безопасность строительства горных выработок в условиях удароопасного массива при разработке месторождений выбуриванием обеспечивается за счет, во-первых, приведением горного массива в
неудароопасное состояние за счет переноса опасной зоны концентрации напряжений вне сферы деятельности людей бурением центральной скважины большого диаметра; во-вторых, за счет принятия мер по обеспечению устойчивого состояния выработки на весь период ее эксплуатации: придание выработке сводчатой формы с оформлением контура выработки «гладким» взрыванием с применением оптимального удельного заряда ВВ; применение короткозамедленного электровзрывания; применение податливой крепи с обеспечением податливости в направлении максимальных напряжений; применение крепи, обеспечивающей разнопеременные нагрузки на массив с учетом реологических свойств массива и перераспределения напряжений в результате строительства последующих подземных сооружений или ведения очистных работ.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. А.с. 1422777 А1 СССР, кл. Р 42 Б 3/ 04. Способ буровзрывной отбойки горных пород. 1986//Михайлов Ю.В. и др.
2. Михайлов Ю.В, Мец Е.С. Определение оптимального удельного заряда ВВ для апатитовых руд. //Научные труды МГИ, М., 1973, с. 17-21.
3. Инструкция по электрическому способу взрывания в условиях Учалинского ГОКа. // Труды Гипроцветме-та. - М.: 1992, - 21 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ ---------------------------------
4. Михайлов Ю.В. и др. Способ проведения горных выработок в условиях повышенного горного давления. // Авт.св. СССР, № 1643726, кл. Е21 О 13/00, 1990.
5. Михайлов Ю.В, Золотухин Ю.И. Испытания пнев-мобалонной крепи при сплошной слоевой системе разработки с закладкой. // Цветная металлургия, 1986, № 2, с 26-30.
Михайлов Ю.В, Васильев А.Е., Горный С.В. - Московский государственный открытый университет.
© В.А. Шестаков, А.А. Шмаленюк, А.П. Шмаленюк, А.А. Белолелов, 2003
УАК 622.72
В.А. Шестаков, А.А. Шмаленюк, А.П. Шмаленюк, А.А. Белолелов
ОБОСНОВАНИЕ ПОРЯЛКА ПОЛГОТОВКИ И ОТРАБОТКИ ВЫЕМОЧНЫХ ПОЛЕЙ
В современных экономических условиях дефицита инвестиций и огромных процентных ставок за кредиты решение задачи сравнительной оценки порядка подготовки и отработки выемочных полей может быть осуществлено на основе более
полного учета особенностей современного состояния отраслей горной промышленности. Для правильной оценки порядка подготовки и отработки выемочных полей, как и любого другого элемента технологии разработки месторождений полезных ископаемых и выбора наиболее эффективных направлений ее совершенствования, необходимо разрабатывать такие экономикоматематические модели для расчетов, в которых полностью отражены все особенности технологической схемы, а также основные факторы и параметры, влияющие на эффективность не только горнодобывающих, но и перерабатывающих предприятий (их комплекс). А критерий эффективности,
положенный в основу экономико-математической модели для расчетов, должен отражать происходящие в нашей экономике изменения (возросшее значение капитальных затрат и величины банковского процента, сокращения сроков строительства предприятий, величины рынков сбыта и т.д.).
Общий объем подготовительно-нарезных выработок при прямом и обратном порядках отработки выемочных полей практически одинаков. Однако объем и время выполнения проходческих работ до начала очистной выемки при прямом порядке отработки выемочного участка (обычно сплошной системой разработки) в несколько раз меньше, чем при отработке обратным ходом (системой длинными столбами). Если длина выемочных участков обычно составляет 2-2,5 км, то при нормативной скорости проведения штреков с подрывкой породы 90 м/мес разница во времени подготовки до начала очистных работ от 1,8 до 2,3 года. При большей скорости эта разница меньше. Поэтому, например, для ускорения ввода в эксплуатацию вновь строящейся шахты или для подготовки нового горизонта имеет определенный смысл начинать подготовку и отработку выемочных полей прямым ходом сплошной системой разработки. В этом случае экономия может быть получена за счет получения прибыли от эксплуатации шахты раньше на срок разницы во времени подготовки запасов до начала эксплуатации по сравнению с обратным порядком отработки запасов. Сумма экономии будет тем больше, чем больше производственная мощность шахты, выше ценность добываемого угля, а значит и величина годовой прибыли. Если в альтернативном варианте (отработки обратным ходом) строительство или реконструкция шахты осуществляется за счет банковского кредита или инвестиций под определенный процент, то при прямом ходе дальнейшую подготовку запасов (параллельно с очистными работами) можно осуществлять за счет прибыли и сэкономить не только на кредитах, но и на процентах за кредиты.
В современных экономических условиях дефицита инвестиций и огромных процентных ставок за кредиты эта экономия может составить довольно большую сумму (за период разницы в сроках подготовки и отработки выемочных полей прямым и обратным ходом).
Вторым важным фактором сравнительной оценки является то, что общий срок подготовки и отработки выемочных полей при подготовке и отработке прямым ходом может оказаться значительно меньше, чем при обратном ходе.
Затраты времени на подготовку и отработку выемочного участка при прямом и обратном порядках отработки могут быть определены по формулам (мес.):
а) обратным ходом (базовый вариант)
т = л V + л V +л V +
ох вп\ ш л/ рп во! л о л ’
б) прямым ходом (новый вариант)
Тпх = 1 ш/Уш + К/Урп + Лвп 1Улп + гл >
где Лвп - длина выемочного поля, м; уш - средняя скорость проходки транспортного штрека, м/мес; /ш - первоначальная длина транспортного штрека, необходимая для начала проходки разрезной печи, м; Лл - длина лавы (с учетом ширины надштрекового целика), м; улп и уло - средняя скорость отработки выемочного поля
прямым и обратным ходом, м/мес.; урп - скорость проходки разрезной печи, длина которой равна длине лавы Лл, м/мес.; ^ - время оснащения лавы оборудованием, мес.
Например, если длина лавы равна 200 м, а длина выемочного поля 2,5 км, то при скорости отработки запасов лавы 50 м в месяц, скорости проходки штреков и разрезных печей с подрывкой породы 90 м/мес. затраты времени на проходку штрека и разрезной печи при отработке поля обратным ходом до начала очистных работ и 3 мес. на монтаж оборудования составят
Тох = Кп/V +Лрл/V + (л = 2700/90 + 3 = 33 мес. иёи 2,75 года. При отработке выемочного поля прямым ходом время проходки выработок (части штрека и разрезной печи) до начала очистной выемки составит
Тпх. = (1 ш + Лрп )• Грл = (70 + 200)/90 + 3 = 6 мес. разница во времени подготовки нового участка равна 27 мес. или 2,25 года. Время отработки выемочного участка со скоростью 50 м/мес. составит 2500/50 = 50 мес. Общее время подготовки и отработки выемочного участка составит:
а)при отработке обратным ходом Тпо = Тп + То = =30 + 50 + 6 = 86 мес = 7,16 года,
б) при отработке прямым ходом Тпп = Т'п + То = 3 + +50 + 6 = 59 мес = 4,9 года или в 1,47 раза (на 2,25 года) меньше, чем при подготовке и отработке обратным ходом.
При прочих равных условиях, в том числе при одинаковом числе одновременно работающих очистных (лав) и проходческих забоев, это дает возможность увеличения производственной мощности шахты и соответственно снижения себестоимости добычи при отработке прямым ходом согласно формуле (руб/т)
Сдп = Сдо (1 - Р + РТ„п/Тпо )
где сдо - себестоимость добычи при обратном порядке отработки выемочных участков, руб/т; ф - коэффициент, учитывающий долю условно-постоянных затрат в себестоимости добычи, доли ед.; Тпп и Тпо - суммарное время подготовки и отработки запасов выемочного поля прямым и обратным ходом, лет. Даже при скорости проходки транспортного штрека 150 м/мес. и скорости отработки лавы 60 м/мес. разница во времени подготовки и отработки выемочного поля обратным и прямым ходом составит 2500/150 + 200/150 + 2500/60 -70/150 -200/ /150 - 2500/50 = 16,2 мес. или 1,35 года. Это означает, что вновь строящаяся шахта или вновь подготавливаемые горизонты могут быть сданы в эксплуатацию и начать давать прибыль при прямом ходе на 1,35-2,25 года раньше, чем при обратном. Уменьшение срока строительства шахты позволяет соответственно на 1,35-2,25 года сократить срок кредитования капитальных работ, снизить величину оплаты процентов и срок окупаемости капиталовложений.
В зависимости от горно-геологических условий сравниваемые варианты порядка подготовки и отработки запасов могут отличаться также по таким показателям, как затраты на поддержание выработок (в силу различия их сроков службы), потери угля в охранных целиках около подготовительных выработок, качество добываемого угля и т.п. Поэтому при разном порядке подготовки и отработки запасов выемочных
участков должна быть учтена разница еще в таких показателях, как потери угля, извлекаемая ценность добываемого угля, производственная мощность шахты и время строительства шахты и отработки запасов шахтного поля, величина капиталовложений на строительство шахты до начала очистных работ, фактор времени и др. В современных экономических условиях дефицита инвестиций особенно важно учитывать такие факторы, как время строительства шахты и подготовки выемочных полей, качество добываемого полезного ископаемого и величина производственной мощности шахты. Учесть эти факторы в полной мере с помощью ранее применявшихся критериев приведенных затрат и прибыли в расчете на 1 т балансовых запасов практически невозможно. При сравнении способов подготовки и отработки запасов сплошной системой разработки и системой длинными столбами, при которых объем проходческих работ примерно одинаков, следует учитывать, что экономическое значение затрат на проходку выработок отличается при этих вариантах весьма существенно, в силу разных объемов проходки и времени до начала очистных работ. Особенно, если проходческие работы осуществляются за счет привлечения банковских кредитов. Если расчетный срок сравнительной оценки при базовом варианте подготовки и разработки запасов, величина которых равна О, определится, как ( б = ) , то при новом варианте
р ( - Рб )• Аб
подготовки и расчетный срок отработки тех же запасов прямым ходом будет равен , = 6(1 - П)
р (1 - Р)А '
В этих формулах Пб и П - потери угля при отработке запасов обратным и прямым ходом, доли ед.; Рб и Р -разубоживание угля при отработке запасов обратным и прямым ходом, доли ед.; Аб и А - производственная мощность шахты по горной массе при базовом и новом вариантах подготовки и отработки обратным и прямым ходом, т/год.
В общем виде критерии сравнительной оценки вариантов подготовки и отработки запасов могут быть представлены формулами суммы дисконтированной прибыли (руб):
а) при отработке обратным ходом (базовый вариант)
1сб +1р5 1р5 / !сб 1соб
£ Прг5, = £ А ( - с„5,)/(! + Е)-1 - £ Кб, (1 + Ек) - £ К05, (1 + Ек )5,
t=1 ,=1 / Г=1 Г=1
б) при отработке прямым ходом (новый вариант)
,с+,р ,р / , ,со
Тпр* = £ А ( - ^ )Д1+Е)-£ К, (1+Ек) -£Ко, (1+Ек ), ,=1 ,=11 ,=1 ,=1
где цд и сд - извлекаемая ценность добываемого угля и эксплуатационные затраты на его добычу и переработку при варианте подготовки и отработки запасов прямым ходом в ^й год, руб/т; ц^ и сдб4 - извлекаемая ценность добываемого угля и эксплуатационные затраты на его добычу и переработку при варианте подготовки и отработки запасов обратным ходом в ^й год, руб/т; К и Ка - капитальные затраты на строительство
шахты и подготовку запасов к очистным работам при применении варианта подготовки и отработки запасов прямым и обратным ходом в t-й год, руб/год; tp и tp6 -срок отработки запасов при прямом и обратном порядке, лет; ^ и t^, t со и ^об - сроки строительства шахт и обогатительных фабрик при прямом и обратном порядке, лет; Kct и К^ - капиталовложения в строительство обогатительных фабрик при прямом и обратном порядке в t-й год, руб/год; Ек - коэффициент, учитывающий величину процентной ставки за кредит, доли ед.; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед. Остальные обозначения прежние.
Если за начало отсчета времени принять начало строительства шахты, то экономия (или ущерб) при применении подготовки и отработки выемочных полей прямым ходом по сравнению с базовым вариантом (обратным ходом) определится по формуле (руб)
Э = ЕЛ(t - Сд, )/(1 + E) +''-1 - £Ла (цм - см )/(1 + E/ +‘р-1 -
t=1 / t=1 /
tc tcg tco tcoo
-£K(1 + Ek/ + £Кб<(1 + Et/ -EKt(1 + Et/ + EK«(1 + Ek/
t=1 t=1 t=1 t=1
Благодаря уменьшению срока строительства шахты или подготовки новых выемочных полей при прямом порядке подготовки и отработки имеется возможность более раннего увеличения производственной мощности шахты, а, значит, при прочих равных условиях снизить себестоимость добычи (в основном за счет условно-постоянных затрат) и удельные капитальные вложения (поскольку больше производственная мощность шахты). И что особенно важно - меньше срок окупаемости капиталовложений, т.к. при меньшем сроке строительства будет меньше сумма оплаты за кредиты (за счет банковских процентов).
По данной методике применительно к условиям шахты "Дальняя" ОАО "Гуковуголь", которая разрабатывала пласт мощностью 0,95-1,1 м, добывая из одной лавы около 500 тыс. т/год, обоснована целесообразность подготовки и отработки второй лавы прямым ходом вместо обычно применявшегося обратного порядка. При этом время на проходку выработок до начала очистных работ, доставку и монтаж очистного комплекса и другого оборудования составило 6 месяцев. Примерно на 2 года раньше, по сравнению с вариантом обратного хода, стала увеличиваться производственная мощность шахты и снижаться себестоимость добычи. По достижении проектной мощности второй лавы годовая экономия по шахте составит только по эксплуатационным затратам
сд = Сдб + Сдб (1 -Ф + ^А-) = 600 - 600(1 - 0,6 + 0,6/2) =
= 600 - 600 • 0,7 = 180 руб / т или 180млн руб/ год.
Срок окупаемости дополнительных капиталовложений на проходку выработок, приобретение и монтаж оборудования составит при этом не более полугода.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Шестаков В.А, Шмаленюк А.А, Шмаленюк А.П, Белодедов А.А. - Шахтинский ин-т филиал Южно-российского государственного технического университета
