Обоснование технологической схемы добычи основных и дополнительных запасов угля в условиях шахты «Шерловская-Наклонная» Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

ГОРНОЕ ДЕЛО И ГЕОЛОГИЯ

УДК 622.33

ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ДОБЫЧИ ОСНОВНЫХ И ДОПОЛНИТЕЛЬНЫХ ЗАПАСОВ УГЛЯ В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ «ШЕРЛОВСКАЯ-НАКЛОННАЯ»

© 2009 г. А.В. Прохоров

Южно-Российский государственный South-Russian State Technical University

технический университет (Novocherkassk Polytechnic Institute)

(Новочеркасский политехнический институт)

Рассмотрен способ повышения прибыли горного предприятия (на примере шахты «Шерловская-Наклонная») путем увеличения производственной мощности предприятия, за счет параллельной отработки нескольких добычных участков.

Ключевые слова: шахта, запасы, производственная мощность, себестоимость, уголь, затраты, прибыль, горное предприятие, горная масса.

The way of raising profits at a mining enterprise is considered, (the mine Sherlovskaya-Nacklonaya is taken as an example), it can be achieved by increasing industrial production, by parallel mining of production faces (or workings).

Keywords: mine, stocks, production power, cost price, coal, expenditures, profit, mining enterprise, mining mass.

Эксплуатацию вновь открывшихся и действующих шахт в основном осуществляют посредством отработки отдельных участков или пластов, характеризующихся наилучшими качественными показателями. Отдельные участки либо пласты, находящиеся в пределах шахтного поля и имеющие худшие качественные показатели, подвергают консервации или отрабатывают в последнюю очередь [1, 2].

Шахтой «Шерловская-Наклонная» отрабатывается пласт Ъ1, который повсеместно имеет выдержанную кондиционную мощность и преимущественно простое строение. В центральной части шахтного поля проходит линия расщепления пласта (мощность породного прослоя 0,4 м). До линии расщепления (западная часть шахтного поля) выемочная мощность пласта изменяется от 1,08 до 1,73 м, составляя в среднем 1,33 м, полезная мощность изменяется от 1,0 до 1,73 м, средняя - 1,28 м. После линии расщепления (восточная часть шахтного поля) выемочная мощность пласта изменяется от 0,66 до 1,37 м, составляя в среднем 0,94 м, полезная мощность изменяется от 0,66 до 1,33 м, средняя - 0,91 м. Проектом предусмотрена отработка в первую очередь западного крыла в нисходящем порядке с одновременной углубкой наклонных стволов, затем восточного в восходящем порядке.

Для повышения производственной мощности существует несколько способов, основным из которых является параллельная отработка нескольких добычных участков.

Для того чтобы судить о рентабельности данного способа, необходимо провести экономическую оценку

сравнения базового варианта (отработка в первую очередь западного крыла в нисходящем порядке с одновременной углубкой наклонных стволов, затем восточного в восходящем порядке) и нового варианта (параллельная отработка западного и восточного крыла с одновременной углубкой наклонных стволов). Существует связь между производственной мощностью и промышленными запасами в формуле В.Г. Бу-шинского, которую необходимо принять для аналитических расчетов с учетом влияния коэффициента надежности шахты как технологической системы

Кн = 0,8, А = 0,115К н20р,755,

А = 0,115 • 0,8 • 10,5190,755 = 502004,7 т/год.

Производственную мощность угольной шахты можно представить как сумму производительности по горной массе одновременно работающих проходческих забоев и лав по следующей общей формуле, т/год:

к п к п

А = ЕЕ Рт] +ЕЕ Рт],

¿=1 ]=1 ¿=1 ]=1

k - число разрабатываемых пластов; п - число забоев в каждом пласте, работающих одновременно; Рор -производительность одного _/-го очистного забоя в ¿-м пласте, т/год; Рп - производительность _/-го проходческого забоя в ¿-м пласте, т/год.

Для многих шахт Восточного Донбасса, разрабатывающих один пласт, эта формула имеет простой вид, т/год,

Л = N Ро + N Рп.

N и Nп - количество одновременно работающих очистных и подготовительных забоев. Ыо = 1 и Nп = 2. Ро и Рп - производительность подготовительного и очистного забоя.

Для повышения производственной мощности предприятия вводим в эксплуатацию дополнительный очистной забой (второй вариант):

Л = Аб + Мо2Ро2 + Nп2Рп2 .

Так как мощность пласта в восточном крыле ниже. чем на западе целесообразнее применить комплекс КМК 97Н с комбайном 1 К101У.

^ т

т = . т = 0,85 м.

1 п 1

т1 = 0.85cos14 = 0.82 м. N = 1. Nп = 1;

Ро = пцАцQ . пцАц - среднесуточная добыча.

Рассчитанная производительность комбайна 1 К101У: q = 3.96 (т/мин). Ро = 217.4 (тыс. т) А2 = 502004.7 + 217400 + 61021.35 • 2 = 841447.4 т/год.

^прох - площадь породы в сечении выработки. 10.3 м ^выраб - сечение выработки. 13.8 м2.

Зпрох =(3.5 12.5 +10.3 • 100)/13.8 = 77.8 % . Рассчитаем общую зольность добываемого угля

З =

(АгЗзаб +А]

З

г.прох прох

А

= 29,8%.

_ (30952• 26.9 + 61021.35) _ = 502004.7

Разубоживание при добыче угля:

Р=З - Зуг = 29.8 -12.5 = 17%.

Добываемый уголь имеет следующие базовые показатели качества. %: зола - 29.8 %; влага - 3.3 %; сера - 1 %.

Извлекаемая ценность добытого угля без обогащения определится по формуле. руб./т:

n i \ Цд=Цдб ±ЕАг (афг - а6i)

i= 1

Цдб - отпускная цена угля какого-то базового качест-

Технико-экономическое сравнение вариантов с различной производственной мощностью

анте:

ва. равна 950 руб/т; А,- - доплата (или штраф) за превышение (или снижение) показателя ,-го качества угля. руб/т; п - число показателей качества угля; аф,

и аб, - показатели качества в оцениваемом угле и

Рассчитаем зольность при первом (базовом) вари- базовом качестве. %.

На Гуковскую центральную обогатительную фабрику принимается уголь со следующими качественными показателями. %: зола - 30 %; влага - 12 %; сера - 1.1 %.

Извлекаемая ценность угля на стадии добычи со-

Ззаб = тугЗуг+тпр 100/m

Зуг = 12.5 % - зольность пласта К2; т = 1.24 м - вы-

нимаемая мощность пласта; туг = 1.19 м - мощность пласта без пропластков; т = 0.05 м - мощность ставит:

пр

пропластков в пласте.

Ззаб = 1.19 • 12.5 + 0.05 • 100/1.24 = 26.9 %.

Рассчитаем зольность угля при добыче из проходки по пласту

Зпрох =(^угЗуг + ^прох 100)/^выраб .

£ - площадь угля в сечении выработки. 3.5 м2;

Цд1 = 950 +

(30 - 29,8)- 2,6 • 950^ (1,1 -1)- 4,7 • 950 100

(12 - 3,3)-1,5 • 950

100

+ -100

= 1082,5 руб/т.

На поверхности шахты добываемая горная масса с помощью грохочения разделяется на пять классов. Данные по каждой фракции приведены в табл. 1.

Таблица 1

Классы добываемой горной массы

)

+

+

Название фракции Выход фракции, % Цена каждой фракции, руб. Зольность, % Содержание серы, % Содержание влаги, %

АК 5,7 3500 4,6 1 5

АО 11,3 3200 4,7 1 5

АМ 7,4 2800 4,8 1 6,5

АС 11,6 2500 5 1 9

АШ 38 900 11 1 10

Извлекаемая ценность добытого и обогащенного угля определится по формуле, руб./т,

Ззаб = 0,79-12,5 + = 13,53%.

0,82

Цдо = Е Yо

j=1

n I

Цд ±ЕАУ- (.

афг>' aoij /

Уо,- - выход ,-й фракции угля после обогащения, доли ед.; Цдг- - цена ,-й фракции оцениваемого угля до

обогащения, руб./т; Д-- - доплата за повышение ¿-го качества в ,-й фракции обогащенного угля по сравнению с необогащенным, руб./т; ао,- - показатель ¿-го качества,-й фракции обогащенного угля, %.

Найдем извлекаемую ценность каждой фракции угля после обогащения, руб./т:

Рассчитаем зольность угля при добыче из проходки при втором варианте:

=Зуг + -

З

прох

-*уг уг

S,

- площадь угля в сечение выработки, 2,3 м ; ^проход площадь породы в сечение выработки, 11,5 м2; ^выраб -сечение выработки, 13,8 м2.

Зпрох = 2,3 • 12,5 +115:100 = 85,4. про^ 13,8

(

Цак = 0,057

Цао = 0,113

3500 +

(5 - 4,6)-2,6 - 3500 (1,1 -1)-4,7 - 3500 (6 - 5) -1,5 - 3500

100

100

100

(5 - 4,7)-2,6 - 3200 (1,1 -1)-4,7 - 3200 (6 - 5) -1,5 - 3200 3200 --+ ^-'—-+ -'—-

= 205,5 ;

100

100

100

= 371,5 ;

(

Цам = 0,074

2800 +

(5 - 4,8)-2,6 - 2800 (1,1 -1)-4,7 - 2800 (6 - 6,5) -1,5 - 2800

100

100

100

= 207,6 ;

(

Цас = 0,116

2500 +

(5 - 5)-2,6 - 2500 (1,1 -1)-4,7 - 2500 (6 - 9)-1,5 - 2500

100

100

100

= 278,3 ;

(

Цаш = 0,38

900 +

(5 -11)-2,6 - 900 (1,1 -1)-4,7 - 900 (6 -10)-1,5 - 900

100

100

100

= 270.

Извлекаемая ценность угля на стадии обогащения при первом (базовом) варианте составит: Цдо1=1332,9 руб/т.

Себестоимость добытого угля, руб./т;

Сд = (4 + а2 + А3)+А4,

Р - разубоживание, доли ед., Р = 0,17; П - потери, доли ед., П = 0,08; А1, А2, А3 - затраты на геологоразведку, на амортизацию, на ГПР, руб./т погашенных балансовых запасов А1 = 60 руб./т, А2 = 145 руб./т, А3 =235 руб./т; А4 - затраты на другие процессы добычи угля, руб./т горной массы, А4 = 402 руб./т.

с, = 1 ~ 0,17 • (60 +145 + 235) + 402 = 886 руб/т . д1 1 - 0,08 1 '

Себестоимость обогащенного угля при первом (базовом) варианте составит:

Сд = У-П (А1 + А2 + А3 )+ А4 + Ао - затраты на обогащение угля, Ао = 110 руб./т.

Сд01 = Сд1 + Ао = 86 +110 = 996 руб./т .

Рассчитаем зольность при втором варианте _ тпр100

Ззаб=Зугтуг + ,

т

Зур = 12,5 % - зольность пласта; т = 0,82 м - вынимаемая мощность пласта; туг = 0,79 м - мощность пласта без пропластков; тпр = 0,03 м - мощность про-пластков в пласте.

Рассчитаем общую зольность добываемого угля при втором варианте: З2=26,8 %

Добываемый уголь имеет следующие базовые показатели качества, %: зола - 26,8 %; влага - 2,5 %; сера - 1 %.

Извлекаемая ценность угля восточного крыла на стадии добычи составит, руб./т:

Цд2 = 950 +

(30 - 26,8)- 2,6 - 950

100

(1,1 -1)-4,7 -950 (12 -2,5)-1,5 -950

-'—-+ ^--= 1168,5.

100 100

Рассчитаем среднюю извлекаемую ценность угля при втором варианте (на стадии добычи), с производственной мощностью 841447,4 т/год.

Цд ср2 = 1082,5 • 502004,7 +

1168,5 • 339442

+-

841447,4

= 1117,2 руб./т.

Добываемая горная масса из восточной части шахтного поля разделяется на пять классов. Данные по каждой фракции приведены в табл. 2.

Найдем извлекаемую ценность каждой фракции угля после стадии обогащения только для угля добываемого из восточной части, руб./т:

(

Цак = 0,065

Цао = 0,115

3500 +

(5 - 4,3)-2,6 • 3500 (1,1 -1)-4,7 • 3500 (6 - 4,8)-1,5 • 3500

100

100

100

(5 - 4,4)-2,6 • 3200 (1,1 -1)-4,7 • 3200 (6 - 4,8)-1,5 • 3200 3200 + ^--+ ^-'—-+ ^--

100

100

100

= 237

\

= 382 ;

(

Цам = 0,072

2800 +

(5 - 4,5)-2,6 • 2800 (1,1 -1)-4,7 • 2800 (6 - 5,5)-1,5 • 2800

100

100

100

= 204

(

Цас =0,101

2500 +

(5 - 4,8)-2,6 • 2500 (1,1 -1)-4,7 • 2500 (6 - 7,5)-1,5 • 2500

100

100

100

= 245

(

Цаш = 0,385

900 +

(5 - 7)-2,6 • 900 (1,1 -1)-4,7 • 900 (6 - 8) • 1,5 • 900

100

100

100

= 310 .

Распределение горной массы восточного шахтного крыла по фракциям

Таблица 2

Название фракции Выход фракции, % Цена каждой фракции, руб Зольность, % Содержание серы, % Содержание влаги, %

АК 6,5 3500 4,3 1 4,8

АО 11,5 3200 4,4 1 4,8

АМ 7,2 2800 4,5 1 5,5

АС 10,1 2500 4,8 1 7,5

АШ 38,5 900 7 1 8

Извлекаемая ценность угля на стадии обогащения составит: Цдо2=1378 руб./т.

Извлекаемая ценность угля на стадии обогащения с производственной мощностью шахты 841447.7 т/год (второй вариант) составит:

Ц

д об2

1378•339442 = 1332,9 • 502004,7 +-= 1350 руб./т .

841447.4

Себестоимость угля. на стадии добычи. при производственной мощности 84144.7 т/год (второй вариант) составит

(

Сд2 = 886 •

1 - 0,915 •

1 - 502004,7 841447,4

= 559 руб./т.

Себестоимость угля. на стадии обогащения. при производственной мощности 841447.4 т/год (второй вариант)

Сд об2 =Сд2 + Ао = 559 +110 = 666 руб./т. Прибыль на год рассчитывается по формуле

П = А1Ц - С рг ^ д д

Годовая прибыль на стадии добычи угля при первом (базовом) варианте составляет:

Прг1 = 502004.7 • (1082.5 - 886) = 98643923.55 руб .

Годовая прибыль на стадии обогащения угля при первом (базовом) варианте

Поступила в редакцию

Прго1 = 502004.7 • (1332.9 - 996) = 168673579.2 руб.

Годовая прибыль на стадии добычи угля при втором варианте

Прг2 = 841447.4 • (1117.2 - 559) = 469695938.7руб .

Годовая прибыль на стадии обогащения угля при втором варианте

Прго2 = 841447.4 • (1350 - 669) = 573025679.4 руб.

Таким образом. наиболее перспективным оказался второй вариант с годовой производственной мощностью А2 = 841447.4 т/год. прибыль на стадии обогащения за 1 год по которому составляет 573025679 руб.

Литература

1. Шестаков В.А. Теория проектирования разработки угольных пластов с учетом стадий переработки и направлений использования углей : учебник. Новочеркасск. 2004.

2. Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Белодедов А.А. Теория и практика совершенствования и создания новой технологии разработки и использования рудных и угольных месторождений. Новочеркасск. 2005.

20 ноября 2008 г.

Прохоров Александр Владимирович - аспирант Южно-Российского государственного технического университета (Новочеркасского политехнического института).

Prohorov Aleksandr Vladimirovich - post-gaduante student of South-Russian State Technical University (Novocherkassk Polytechnic Institute).