Подземная разработка пластовых месторождений: Методические указания к курсовому и дипломному проектированию, страница 3

Если удельные приведенные затраты (2.10) отличаются не более чем на 10%, то варианты считаются экономически равно­ценными. Окончательно принимается наиболее рациональный по техническим факторам способ вскрытия.

Размеры поперечных сечений выработок в свету должны соответствовать типовым сечениям и определяться с учетом га­баритных размеров транспортного и технологического оборудо­вания, числа рельсовых путей и величин зазоров, предусмотрен­ных Правилами безопасности в угольных шахтах (1995 г.) Пло­щадь поперечного сечения выработки проверяется по допусти­мой скорости воздушной струи.

Правилами безопасности установлены следующие мини­мальные площади поперечных сечений выработок в свету [2]:

· для главных откаточных и вентиляционных выработок, людских ходков для механизированной перевозки -9м2;

· для участковых вентиляционных, промежуточных, конвей­ерных и аккумулирующих штреков, участковых бремсбергов и уклонов - 6 м2;

· для участковых выработок, находящихся в зоне влияния очистных работ, людских ходков, не предназначенных для меха­низированной перевозки людей - 4,5 м2;

· для вентиляционных просеков, печей, косовичников и дру­гих выработок - 1,5 м2 .

Ориентировочно площади поперечного сечения выработок в свету равны:

· главного скипового вертикального ствола - 19,6 м2 при проектной мощности шахты Агп ≤ 3,0 млн т/г.; 23,8 - 38,5 м2 при 3,0 ≤ Агп ≤ 4,5 млн т/г.; 44 - 56,5 м2  при Агп > 4,5 млн т/г.;

· вспомогательных      клетевых      стволов    -   28,4 м2    при Агп ≤  3,0 млн т/г.; 38,5 м2 при 3,0 ≤ Агп ≤ 4,5 млн т/г.; 57 - 63,5 м2 при Агп > 4,5 млн т/г.;

· главных и блоковых квершлагов, магистральных и панель­ных штреков (двухпутевых, крепление металлическими арками или бетоном) - 11,4 м2;

· однопутевых квершлагов и штреков для транспортирова­ния вспомогательных грузов - 5,7-7,7 м2;

· панельных бремсбергов и уклонов, оборудованных одно-концевой  откаткой для транспортирования угля и ходков при них - 6м2;

· вентиляционных ярусных штреков – 6 – 8 м2.

Рекомендуемые сечения выработок, оснащенных конвейерами, приведены в табл. 2.3, а для газовых шахт в табл. 2.4.

Таблица 2.3

Выработка

Грузопоток, т/сут

Sсв, м2

Наклонные стволы, главные или блоковые квершлаги

< 7000

> 7000

12

16

Участковые квершлаги

< 2500

2500 – 7000

> 7000

6,2

8 – 10

12 - 16

Ярусные, этажные штреки и просеки

-

6

Панельные бремсберги и уклоны

< 5000

> 5000

7,2

12,5

Людские ходки при них

-

10,5

Таблица 2.4

Грузопоток,

т/сут

Sсв, м2 при газообильности, м3

5 - 10

10 - 15

> 15

Ярусные и этажные штреки, просеки, печи

500

6

6

7

750

6

6

8

1000

6

8

10

1500

6

10

12

Магистральные и основные штреки, бремсберги, уклоны

1000

11

12

14

1500

11

14

16

2000

12

17

11 ´ 2

3000

15

12 ´ 2

16 ´ 2

4000

19

16 ´ 2

14 ´ 3


3. РАСЧЕТ СТОИМОСТНЫХ ПАРАМЕТРОВ

3.1. СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК

В расчет стоимости проведения горных выработок включе­ны затраты на отбойку горной массы от массива и ее погрузку в транспортные средства, крепление выработок, устройство рель­совых путей и водоотливных канавок и др.

Стоимость проведения 1 м, руб.

вертикальных стволов 

скиповых

Ксс=[Sсв×(37,2+f)+10,4f+338,1]×kуд;             (3.1)

клетевых

Кск= [Sсв×(37,2+f)+10,4f+234,1]×kуд,            (3.2)

где Sсв - сечение выработки в свету, м2; f - коэффициент крепости пород, ед.; kуд - коэффициент удорожания относительно цен 1980 года;

горизонтальных и наклонных выработок по породе

Кгп =[(С12× Sсв)´η+срп×n]×ρ×kуд;                (3.3)

по углю или смешанным забоем

Кгс =[(С12×Sсв- С3×Sу)´η+срп×n]×ρ×kуд,               (3.4)

где С1 , С2 и С3 - стоимостные коэффициенты для выработок, проводимых с БВР (табл.3.1); срп - стоимость 1 м рельсового пути (табл.3.2), руб./м; n - количество путей; ρ- коэффициент, равный 2,55 - для выработок, проводимых до сдачи шахты в эксплуата­цию; 1,84 - для капитальных горных выработок в период экс­плуатации; 1,17 - для подготовительно-нарезных работ в период эксплуатации; η - коэффициент, учитывающий обводненность, среднюю глубину расположения выработки Н, км и среднюю длину транспортирования от выработки до ствола L, км:

η = [0,98+0,12×(Н+L)]×ηоб,                         (3.5)

где ηоб - коэффициент, равный 1 при водопритоке до 6 м3/ч и 1,1 при водопритоке более 6 м3/ч.

Таблица 3.1

Стоимостные коэффициенты С1, С2 и С3