Размещено на http://www.allbest.ru/

[Введите текст]

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ «МИСиС»

Кафедра. Горный институт. Подземная разработка пластовых месторождений

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

По дисциплине: «Подземная разработка пластовых месторождений полезных ископаемых»

На тему: «Выбор и обоснование оптимального варианта схемы и способа вскрытия и подготовки шахтного поля применительно к заданным горно-геологическим условиям»

ВЫПОЛНИЛА: СТУДЕНТКА ГРУППЫ ТПУ2-11

Демченко Д.С

ПРОВЕРИЛ: ДОЦ. СЕРГЕЕВ ЕВГЕНИЙ ИВАНОВИЧ

МОСКВА 2014



Задание

на выполнение курсовой работы

по дисциплине «Подземная разработка пластовых месторождений полезных ископаемых»

на тему: «Выбор и обоснование оптимального варианта схемы и способа вскрытия и подготовки шахтного поля применительно к заданным горно-геологическим условиям»

Исходные данные:

1. Расстояние от поверхности до верхней границы шахтного поля, м.

H_в=150

2. Размеры шахтного поля, м:

по простиранию S=6000

по падению H=3500

3. Число пластов n=2

4. Мощность пластов, м:

m₁=2,2

m₂=1,6

m₃=

5. Расстояние между пластами, м:

h₁=50

h₂=

6. Угол падения пласта, град. б=18

7. Объемный вес угля y=1,33

8. Крепость угля f_y= 7-9

9. Характеристика вмещающих пород:

Непосредственная песчанистые сланцы m=50м f=5

Крепкий глинистый сланец m=50 f=4

Основная кровля мергель m=30 f=3

Непосредственная почва известняки m=30 f=8

Категория шахты по газу м³/т II категория



Содержание

Введение

1. Способ отработки запасов месторождения

2. Подсчет количества балансовых и промышленных запасов

3. Обоснование способа вскрытия шахтного поля

4. Определение параметров выработок

5. Определение стоимости на вскрытие и подготовку шахтного поля

6. Сравнение удельных приведенных затрат

Список литературы

Графические приложения



Введение

Проектирование нового строительства, реконструкции и технического перевооружения, долгосрочное и краткосрочное планирование является основным содержанием практической деятельности горного инженера.

Проектирование и планирование подразумевает принятие решения, как правило, в сложных горно-геологических, экономических и социальных условиях, с некоторой неопределенностью исходных данных и требований будущих периодов сроком 10-20 лет.

Эти обстоятельства вынуждают разрабатывать несколько вариантов развития горного предприятия, оценивать их по многим критериям и определять наилучшее решение. месторождение шахтный вскрытие ресурс

Проектирование горных предприятий в современных условиях нацелено на радикальное улучшение использования природных ресурсов, сырья, материалов, топлива и энергии на всех стадиях - от разведки и добычи полезных ископаемых, и их комплексной переработки до выпуска и использования конечной продукции. Необходимо ускорить темпы снижения материалоемкости, металлоемкости и энергоемкости национального дохода. Ресурсосбережение должно стать решающим источником удовлетворения прироста потребностей народного хозяйства в топливе, энергии, сырье и материалах. Как и во всем народном хозяйстве, в горнодобывающих отраслях промышленности суть коренных перемен в будущем при переходе к рынку заключается в перенесении центра внимания с количественных показателей на качество и эффективность, с промежуточных - на конечные результаты, с расширения производственных фондов - на их обновление, с наращивания топливно-сырьевых ресурсов - на улучшение их использования, на всемерное повышение технического уровня и качества продукции. Поэтому перед горнодобывающей промышленностью во весь рост встают проблемы более полного и комплексного использования всех полезных ископаемых, пустых пород, отходов обогащения и воды, а также уменьшения землеемкости и рекультивации земель.

Задачами данной курсовой работы является проектирование угольной шахты по приведенным исходным данным. В ходе работы необходимо выбрать схему и способ вскрытия шахтного поля, схему и способ подготовки шахтного поля, оптимальные для заданных условий залегания угольных пластов при обеспечении безопасности ведения работ и благоприятных условий труда.



1. Способ отработки запасов месторождения

Применительно к данным горно-геологическим условиям, предлагаю к рассмотрению 2 варианта вскрытия шахтного поля: и центрально сдвоенными стволами и погоризонтным квершлагом и центрально сдвоенными вертикальными и западным воздухоподающим стволами и погоризонтным квершлагом.

Угольные пласты мощностью m=1,6м, m=2,2м залегают в шахтном поле, размеры которого по простиранию составляют S=6000м, а по падению H=3500м под углом 18^о. Газообильность пласта равна 10 (2кат.).

2. Подсчет количества балансовых и промышленных запасов

Балансовые запасы шахтного поля

где S - размер шахтного поля по простиранию, м;

H - размер шахтного поля по падению, м;

n - число рабочих пластов в шахтном поле;

- мощность i-го рабочего пласта, м;

- объемная масса угля i-го рабочего пласта, т/м³.

Промышленные запасы определяются по формуле

где - суммарные потери угля, т.

Потери определяются на основании расчетов частных видов потерь: общешахтных, эксплуатационных и вблизи геологических нарушений, т.е

где - общешахтные потери;

- потери, связанные с геологическими нарушениями пластов;

- эксплуатационные потери.

Общешахтные потери складываются из потерь угля в барьерных () и охранных целиках (), т.е.

Потери в барьерных целиках определяются по формуле:

Ширина барьерных целиков условно принимается равной 50 м.

Потери в охранных целиках условно составляют при пологих пластах 1-2%, при крутых - 2-4% от балансовых запасов. В нашем случае принимаем 2%:

Потери в целиках вблизи геологических нарушений определяются характером и числом нарушений. Их величина в среднем равна 1-1,5% от балансовых запасов, т.е.:

Таким образом, величина общешахтных потерь и потерь в целиках около геологических нарушений:

Эксплуатационные потери:

где - коэффициент эксплуатационных потерь. Принимаем для мощных крутонаклонных пластов- 0,15.

Суммарные потери угля в шахтном поле:

Промышленные запасы шахтного поля:

Коэффициент извлечения запасов угля из недр:

С= 85093188/106134000=0,83 т.е. 83%

Результаты расчетов представлены в таблице 1:

Размер шахтного поля по простиранию,	Размер шахтного поля по падению,	Мощность пласта, , м	Плотность угля , т/м3	, тыс. т	, тыс. т	, тыс. т
6000	3500	2,2 1,6	1,33	106 13	2140812	85093,188



Коэффициент извлечения запасов угля удовлетворяет установленному коэффициенту извлечения, следовательно, разработка данного месторождения экономически целесообразна.

Определение проектной мощности и срока службы шахты

При проектировании, когда известны горно-геологические и горнотехнические условия строящейся шахты, проектную мощность рекомендуется определить по формуле, предложенной А. С. Малкиным:

где - надежность технологической схемы шахты. При делении шахтного поля на блоки

- коэффициент, учитывающий влияние количества рабочих угольных пластов в шахтном поле и пластов, находящихся в одновременной отработке (:

Одновременно отрабатываем не более одного пласта, так как расстояние между пластами не превышает 10 м.

- коэффициент, учитывающий влияние уровня нагрузки на очистной забой, условий его работы и пр.:

где - коэффициент, учитывающий условия работы забоев, характерные для данного месторождения:

- коэффициент, учитывающий устойчивость пород кровли. В данном случае породы кровли средней устойчивости, принимаем .

- коэффициент, учитывающий крепость породы почвы.

- коэффициент, учитывающий нарушенность запасов;

- объем нарушенных запасов, тыс. т;

- промышленные запасы шахтного поля, тыс. т;

- коэффициент, учитывающий влияние естественной газоносности угольных пластов на величину проектной мощности шахты:

- естественная или продуктивная (после дегазации) газоносность угольных пластов, м³/т;

- относительная газообильность, характерная для шахт бассейна, м³/т;

- месячная нагрузка на очистной забой при средней мощности одновременно разрабатываемых пластов, т/мес.

Величина нагрузки на очистной забой принимается или рассчитывается по формуле

где - длина лавы, м;

- средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов, м;

- суточное подвигание очистного забоя, м;

- коэффициент извлечения угля по системе разработки 0,95-0,98;

- число рабочих дней в месяце (25);

- средняя мощность угольных пластов в шахтном поле, м;

- суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов, м;

- суммарная мощность всех пластов в шахтном поле, принятых к разработке, м;

- расстояние от поверхности до верхней границы шахтного поля, м;

- расстояние от поверхности до нижней границы шахтного поля, м;

Тогда:

В соответствии с параметрическим рядом мощностей шахт (0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,1; 2,4; 3,0; 4,5; 6,0 млн.т/год выбираем шахту с мощность 1,8 млн.т/год

Расчетная проектная мощность шахты находится между двумя смежными значениями мощности шахты из параметрического ряда

1,5<1,7<1,8,

Т=(80/1,5)+0,5* 6=56 лет

Т=(80/1,8)+0,5* 6= 47лет

В результате расчетов с учетом времени на освоение проектной мощности и свертывания добычи срок службы шахты при производственной мощности составил приблизительно 47лет.



4. Обоснование способа вскрытия шахтного поля

В соответствии с заданными горно-геологическими условиями залегания пластов и горнотехническими условиями разработки различными способами в качестве основной схемы вскрытия я приняла многогоризонтную с центрально отнесенным расположением стволов. Способ вскрытия свиты пластов- центрально сдвоенными вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами.(рис. )

Второй вариант вскрытия отличается проведением выработок на III этапе разработки шахтного поля.(рис. )

Целесообразность применения того или иного способа вскрытия, по мимо технологических соображений, должна быть обоснована экономическим сравнением различных вариантов, наиболее соответствующих данным условиям. В качестве экономического критерия, для выбора лучшего варианта вскрытия, принимаются приведенные затраты.

Наиболее экономичным вариантом считается тот, при котором общая сумма приведенных затрат, отнесенных на 1т пром. запасов, будет минимальна.

Вскрытие шахтных полей вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами(рис. )

Размер шахтного поля по падению Н-3500м. ,по простиранию S-6000м. ,а угол падения б-18⁰. При этих условиях применима многогоризонтная (этажная) схема вскрытия.

Многогоризонтная схема вскрытия разбивает пологие и наклонные пласты в двух вариантах: с углубкойи без углубки вскрывающих выработок.

Я выбрала вариант с углубкой: стволы проходят вначале до одного транспортного горизонта, на котором разбиваемые пласты вскрываются квершлагом. После отработки запасов первого горизонта стволы углубляются,и на новом горизонте проводится квершлаг. Углубку стволов принято осуществлять так, что бы на новом горизонте пласты отрабатывались в бремсберговой части шахтного поля.

Многогоризонтная схема с углубкой главных вскрывающих выработок используется наиболее часто. Она предусматривает деление шахтного поля по падению путем последовательной углубки стволов и проведения на каждом горизонте квершлагов, называемых в данном случае погоризонтными. Применимы при углах падения 8-25⁰ и размере ш.п. от 2,5 до 4км, что подходит для моих условий.

Первоначально стволы проводим только до отметки первого горизонта, пласты вскрываем погоризонтным квершлагом. В связи с тем,что шахта относится ко II категории по газу, одновременно проводим и вентиляционный квершлаг у верхней границы шахтного поля,для обеспечения достаточного количества свежего воздуха в выработках.

По мере отработки запасов стволы заблаговременно углубляем до второго горизонта, где пласты вновь вскрываем погоризонтным квершлагом.

При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта используем как вентиляционный. Отработка запасов ведется в бремсберговой части.

Затем снова заблаговременно углубяем стволы и ведем отработку запасов в уклонной части ш.п.

Так же в одном из вариантов вскрытия проводим вспомогательный (воздухоподающий) ствол и вентиляционный квершлаг.

Данное решение было принято в соответствии с восходящей схемой проветривания.

Достоинства вскрытия ш.п. вертикальными стволами и погоризонтными квершлагамми: простота схемы проветривания; меньше затрат на проведение и поддержание выработок; более высокие нагрузки на очистной забой и выемочные поля. Недостатки: необходимость частой углубки стволов; небольшой срок службы горизонта(в сравнении со вскрытием капитальными стволами); значительные затраты на проведение и поддержание квершлагов и штреков главного направления.

5. Определение параметров выработок

1этап: проведение главного и вспомогательного вертикальных стволов, первого погоризонтного и вентиляционного квершлагов.

1. Главный вертикальный ствол.

Площадь поперечного сечения ствола определяется по формуле:

Fгл.св.=11,5+2,5Аш.сут.-0,12(Аш.сут)² +0,5qсн_в+0,02W

где Аш.сут - суточная мощность шахты ;

Аш.сут тыс. т./сут;

qсн_в -газообильность шахты;

W-водообильность шахты.

Тогда:

Fгл.св.=11,5+2,5*6-0,12(6)²+0,5*10+0.02*2=17,24 м²

Диаметр главного ствола:

d=2 = 2 = 4.68 м

Окончательно принимаю :

d= 5м; Fгл.св = 20м² .

Глубина ствола :

Нгл.ств.=Нв+h+hз =150+386,25+20= 556,25 м.

Нв- мощность наносов;

h-глубина ствола от в.г.ш.п. до первого горизонта;

h=1250*sin18⁰ =386,25м;

h_з -глубина зумпфа;

2.Вспомогательный ствол

Диаметр вспомогательного ствола принемаем:

d _{всп.ств.}=5,5м

Тогда площадь поперечного сечения:

F_{всп.ств.}===23,75м²,принемаю 25м²

Глубина вспомогательного ствола:

H_{всп.ств.}= H_B+h+h₃=150+386,25+8=544,25м

3.Квершлаг первого откаточного горизонта.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F_кв. =12,7м² (из типового альбома сечений г.в.)

Длина выработки:

L_кв. == =161,8 м, где h-расстояние между пластами ;

4.Вентиляционный квершлаг.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F _кв=7.1 м² ( из альбома типовых сечений г.в.)

Длина выработки:

L_кв. == =161,8 м, где h-расстояние между пластами ;

II этап: углубка главного и вентиляционного стволов, проведение второго погоризонтного квершлага.

1. Углубка главного ствола.

H_уг=1250*sin18⁰=386,25 м

Общая глубина ствола:

H_гл.ств.=H+ H_уг=556,25+386,25=942,5 м

2. Углубка вспомогательного ствола.

H_уг=386,25 м

Общая глубина вспомогательного ствола

H_{всп ств}= H+ H_уг=544,25+386,25=930,5 м

3. Проведение квершлага второго откаточного горизонта.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F_кв=12,7 м² (из типового альбома);

Длина выработки:

L_кв= cos18⁰*1250=1187,5 м

III этап: проведение воздухоподающего ствола и воздухоподающего квершлага.

1.Проведение воздухоподающего ствола.

Диаметр ствола принемаем:

d_{всп ств}=5,5 м

Тогда площадь поперечного сечения:

F_{всп ств}=25 м²

Глубина вспомогательного ствола:

Н_{всп ств}=h+h₃=1081+150+8=1239,5 м

h=sin18⁰*3500=1081 м

2.Проведение воздухоподающего квершлага:

F _кв=7.1 м² ( из альбома типовых сечений г.в.)



Длина выработки:

L_кв. == =161,8 м, где h-расстояние между пластами ;

Таблица 2

Название выр-ки	Вид крепи	L,м	S,м2	Q,м2
Главный вертикальный ствол	Бетоннная	942,5	20	18850
Главный вспомогательный ствол	Бетонная	930,5	25	23262,5
Первый погоризонтный квершлаг	Металическая,арочная	161,8	12,7	2054,86
Вентиляционный квершлаг	Металическая,арочная	161,8	7,1	1148,78
Воздухоподающий ствол	Бетонная	1239,5	25	30987,5
Второй погоризонтный квершлаг	Металическая,арочная	1187,5	12,7	15081,25

Определение стоимости проведения вертикальных стволов.

Первоначальные затраты.

1.Главный вертикальный ствол.

Полная стоимость проведения 1м выработки:

К_{гл ств}=[ ( C₁+C₂F )f_n+8F-52 ]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=214, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=9,76 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=20 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения

f_n=k_Hk_0.3.k_Bk₁=1,02*1,04*1*1=1,06

где k_H-коэффициент глубины работ

k_H=0,99+0,12Н=1,02

k_0.3- коэффициент обводненности забоя(k_0.3=1,04,при обводненности от 6м³/ч и выше)

k_B-коэффициент выбросоопасности забоя(k_B=1 в невебросоопасном забое)

k₁-коэффициент влияния длины транспортирования горной массы (для стволов=1)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{гл ств}=[ ( 214+9,7*20 )1,06+8*20-52 ]2,55=1378,22 руб/м

Стоимость проходки всего главного ствола:

К ¹_{гл ств}=556,25*1378,22=766634,87 руб.

2.Проведение вспомогательного ствола.

Полная стоимость проведения 1м выработки:

К_{всп ств}=[ ( C₁+C₂F )f_n+8F-92 ]p



где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=214, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=9,76 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=25 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения

f_n=k_Hk_0.3.k_Bk₁=1,02*1,04*1*1=1,06

где k_H-коэффициент глубины работ

k_H=0,99+0,12Н=1,02

k_0.3- коэффициент обводненности забоя(k_0.3=1,04,при обводненности от 6м³/ч и выше)

k_B-коэффициент выбросоопасности забоя(k_B=1 в невебросоопасном забое)

k₁-коэффициент влияния длины транспортирования горной массы (для стволов=1)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{всп ств}=[ ( 214+9,7*25 )1,06+8*25-92 ]2,55=1509,31руб/м

Стоимость проходки всего вспомогательного ствола:

К ¹_{всп ств}=544,25*1509,31=821441,96 руб.

Затраты будущих лет

1. Углубка главного ствола.

Стоимость углубки 1 м ствола:

К_{угл гл ств}=К_{гл ств} k_уг=1378,22*1,1=1516,04 руб/метр

Где k_уг-коэффициент удорожания стоимости проведения ствола при углубке(при расположении подьемной машины на поверхности k_уг = 1,1);

Стоимость дополнительных работ:

С_доп= 8,9+4,25D =8,9+4,25*5= 30,15 тыс.руб.

D-диаметр ствола в свету м² ;

Стоимость углубки главного ствола;

К_{угл гл ств} =К_{гл ств} k_уг+С_доп=1516,04*556,25+30150=873447,25 руб.

2.Углубка вспомогательного ствола .

Стоимость углубки 1 м ствола:

К_{угл всп ств}=К_{всп ств} k_уг=1509,31*1,1=1660,24руб/метр

Стоимость дополнительных работ:

С_доп= 8,9+4,25D =8,9+4,25*5= 32,27 тыс.руб.

D-диаметр ствола в свету м² ;

Стоимость углубки главного ствола;



К_{угл гл ств} =К_{гл ств} k_уг+С_доп=544,24*1660,24+32270=935855,62руб.

3.Воздухоподающий ствол.

Полная стоимость 1м выработки:

К_{возд ств}=[ ( C₁+C₂F )f_n+8F-92 ]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=214, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=9,76 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=25 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,82)

К_{возд ств} =[ ( 214+9,7*25 )1,1+8*25-92 ]2,82=1720,62 р/м

Полная стоимость проведения воздухоподающего ствола:

К_{возд ств} =1239,5*1720,62=2132708,49 руб.

Определение стоимости проведения горизонтальных выработок.

Первоначальные затраты

1. Первый погоризонтный квершлаг

К_{пог кв1}==[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=12,72 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,04*1,1*1*1,02=1,17)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{пог кв1}==[ ( 45+15*12,7 )1,17+24*2]2,55=825 руб/м

К ¹_{пог кв1}=161,8*825=133485 руб.

2.Вентиляционный квершлаг

К_{вент кв1}==[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=7,1 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,12)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{вент кв1}=[ ( 45+15*7,1 )1,12+24*1]2,55=493,88 руб/м

К ¹_{вент кв1}=161,8*493,88= 79748,7 руб.

Затраты будущих лет

1.Второй погоризонтный квершлаг

К_{пог кв2} =[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=12,72 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,34)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=1.17)

К_{пог кв2}= [(45+15*12,7)*1,34+24*2]1,17=425 руб/м

Стоимость проведения квершлага:

К_кв =1187,5*425=504687,5 руб

2. Воздухоподающий квершлаг.

К_{возд кв} =[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=12,72 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,27)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=1.17)

К_р=24; з=1

К_{возд кв} =[ ( 45+15*7,1)1,27+24]1,17=253,19 руб/м

Полная стоимость проведения квершлага:

К ¹_{возд кв} =161,8*253,19=40966,14 руб.

Определение стоимости поддержания выработок

1.Первый погоризонтный квершлаг

Стоимость поддержания квершлага:

R_{пог кв1}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=12,7 м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 1,12;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки;

t-срок службы выработки(15 на первом этапе и 15 на втором)

R_{пог кв1}=0,55*12,7*1*1,12*0,5*161,8*30=18986 руб.

2.Вентиляционный квершлаг.

Стоимосто проведения 1м квершлага:

R_{вент кв1}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=7,1 м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 0,09;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(161,8м);

t-срок службы выработки( 15 лет )

R_{вент кв}=0,55*7,1*1*0,09*0,5*161,8*15=426,48 руб.

3.Второй погоризонтный квершлаг.

Стоимость поддержания 1м выработки:

R_{пог кв2}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=12,7м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 2,15;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(1187,5м);

t-срок службы выработки( 30лет )

R_{пог кв2}=0,55*12,7*2,15*0,5*1*1187,5*30=267503,67руб.

4.Воздухоподающий квершлаг.

Стоимость поддержания 1м выработки:

R_{возд кв}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=7,1м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 2,9;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(1187,5м);

t-срок службы выработки( 15лет )

R_{возд кв}=0,55*7,1*2,9*1*0,5*161,8*15=13742,2руб.

Определение стоимости подъема и транспорта полезного ископаемого.

1.Стоимость подьема угля по вертикальныму стволу:

G_ств=Z_прH_гл.ствg

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр=85093188т);

H_гл.ств- глубина стволя(H_гл.ств=556,25м);

g-стоимость транспортирования 1тм угля по вертикальному стволу;

g=руб.

А_ш.сут.=368 т/сут;

G_ств= 85093188*556,25*0,00012=5 679970тыс.руб.

2.Стоимость откатки угля по первому погоризонтному квершлагу контактными электровозами.

G_{пог кв}=Zпрlg

g==0,00027 руб.

G_{пог кв}=85093188*161,8*0,00027=3717381руб.

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр=85093188т);

l- длина транспортирования угля = длине выработки;

g-стоимость транспортирования 1тм угля по вертикальному стволу;

3.Стоимость откатки угля по второму погоризонтному квершлагу контактными электровозами.

G_{пог кв2}=Zпрlg

G_{пог кв2}=85093188*1187,5*0,000064=6 467082 руб.

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр =85093188т);

l- длина транспортирования угля = длине выработки;

g-стоимость транспортирования 1тм угля по вертикальному стволу;

Определение стоимости водоотлива

Стоимость водоотлива по главному стволу:

G_ств=Z_прH_гл.ствg ,

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр= 85093188т);

H_гл.ств- глубина стволя(H_гл.ств=556,25м);

g-стоимость транспортирования 1тм угля по вертикальному стволу;

g==0,00027 руб.

G_ств= 85093188*556,25*0,00027=12779933 руб.

Определение удельных приведенных затрат

Формула удельных приведенных затрат по варианту вскрытия будет иметь вид:

С_пр=

Где - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений( =0,15);

Кперв. и Кбуд.- капитальные затраты, первоначальные и будущих лет;

R-затраты на поддержание выработок;

G_тр-затраты на подземный транспорт и подьем по стволам;

G_вод-затраты на водоотлив;

t_стр-время строительства шахты,лет(5,33года);

t-период проведения капитальных затрат;

С_пр= =0,63 руб/т

Таблица 3 Сводная таблица затрат по варианту 1

Затраты	Величина в руб.
Капитальные	6288975,37
Первоначальные	1801311
Будущих лет	4487664,37
Поддерживание выработки	28935023
Транспорт
Водоотлив
Удельные приведенные затраты,руб/т	0,63

Второй вариант вскрытия шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами(рис. )

Второй вариант способа вскрытия шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами аналогичен первому. Отличие заключается в проведении выработок на III этапе разработки шахтного поля.

На III этапе воздухоподающий ствол не проводятся, вместо этого производится углубка вспомогательного ствола до нижней границы шахтного поля. От него мы проводим воздухоподающий квершлаг.

Определение параметров выработок

1этап: проведение главного и вспомогательного вертикальных стволов, первого погоризонтного и вентиляционного квершлагов.

2. Главный вертикальный ствол.

Площадь поперечного сечения ствола определяется по формуле:

Fгл.св.=11,5+2,5Аш.сут.-0,12(Аш.сут)² +0,5qсн_в+0,02W

где Аш.сут - суточная мощность шахты ;

Аш.сут тыс. т./сут;

qсн_в -газообильность шахты;

W-водообильность шахты.

Тогда:

Fгл.св.=11,5+2,5*6-0,12(6)²+0,5*10+0.02*2=17,24 м²

Диаметр главного ствола:

d=2 = 2 = 4.68 м

Окончательно принимаю :

d= 5м; Fгл.св = 20м² .

Глубина ствола :

Нгл.ств.=Нв+h+hз =150+386,25+20= 556,25 м.

Нв- мощность наносов;

h-глубина ствола от в.г.ш.п. до первого горизонта;

h=1250*sin18⁰ =386,25м;

h_з -глубина зумпфа;

2.Вспомогательный ствол

Диаметр вспомогательного ствола принемаем:

d _{всп.ств.}=5,5м

Тогда площадь поперечного сечения:

F_{всп.ств.}===23,75м²,принемаю 25м²

Глубина вспомогательного ствола:

H_{всп.ств.}= H_B+h+h₃=150+386,25+8=544,25м

3.Квершлаг первого откаточного горизонта.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F_кв. =12,7м² (из типового альбома сечений г.в.)

Длина выработки:

L_кв. == =161,8 м, где h-расстояние между пластами ;

4.Вентиляционный квершлаг.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F _кв=7.1 м² ( из альбома типовых сечений г.в.)

Длина выработки:

L_кв. == =161,8 м, где h-расстояние между пластами ;

Срок службы бремсберговой части 1и 2 выемочного горизонта:

80,7 лет - 2500 м

II этап: углубка главного и вентиляционного стволов, проведение второго погоризонтного квершлага.

4. Углубка главного ствола.

H_уг=1250*sin18⁰=386,25 м

Общая глубина ствола:

H_гл.ств.=H+ H_уг=556,25+386,25=942,5 м

5. Углубка вспомогательного ствола.

H_уг=386,25 м

Общая глубина вспомогательного ствола

H_{всп ств}= H+ H_уг=544,25+386,25=930,5 м

6. Проведение квершлага второго откаточного горизонта.

Площадь поперечного сечения квершлага:

F_кв=12,7 м² (из типового альбома);

Длина выработки:

L_кв= cos18⁰*1250=1187,5 м

III этап: Углубка вспомогательного ствола и проведение квершлага.

1. Углубка вспомогательного ствола.

H_уг=1000*sin18⁰=309 м

Общая глубина ствола:

H_{всп.ств.}=H+ H_уг=930,5+309=1239,5 м

2.Проведение воздухоподающего квершлага:

F _кв=10 м² ( из альбома типовых сечений г.в.)

Длина выработки:

L_кв. =cos18⁰*1000=951 м, где h-расстояние между пластами ;

Таблица 2

Название выр-ки	Вид крепи	L,м	S,м2	Q,м2
Главный вертикальный ствол	Бетоннная	942,5	20	18850
вспомогательный ствол	Бетонная	1239,5	25	27269
Первый погоризонтный квершлаг	Металическая,арочная	161,8	12,7	2054,86
Вентиляционный квершлаг	Металическая,арочная	161,8	7,1	1148,78
Возд/откат. квершлаг	Металическая,арочная	951	10	9510
Второй погоризонтный квершлаг	Металическая,арочная	1187,5	12,7	15081,25

Определение стоимости проведения вертикальных стволов.

Первоначальные затраты.

1.Главный вертикальный ствол.

Полная стоимость проведения 1м выработки:

К_{гл ств}=[ ( C₁+C₂F )f_n+8F-52 ]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=214, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=9,76 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=20 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения

f_n=k_Hk_0.3.k_Bk₁=1,02*1,04*1*1=1,06

где k_H-коэффициент глубины работ

k_H=0,99+0,12Н=1,02



k_0.3- коэффициент обводненности забоя(k_0.3=1,04,при обводненности от 6м³/ч и выше)

k_B-коэффициент выбросоопасности забоя(k_B=1 в невебросоопасном забое)

k₁-коэффициент влияния длины транспортирования горной массы (для стволов=1)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{гл ств}=[ ( 214+9,7*20 )1,06+8*20-52 ]2,55=1378,22 руб/м

Стоимость проходки всего главного ствола:

К ¹_{гл ств}=556,25*1378,22=766634,87 руб.

2.Проведение вспомогательного ствола.

Полная стоимость проведения 1м выработки:

К_{всп ств}=[ ( C₁+C₂F )f_n+8F-92 ]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=214, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=9,76 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=25 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения



f_n=k_Hk_0.3.k_Bk₁=1,02*1,04*1*1=1,06

где k_H-коэффициент глубины работ

k_H=0,99+0,12Н=1,02

k_0.3- коэффициент обводненности забоя(k_0.3=1,04,при обводненности от 6м³/ч и выше)

k_B-коэффициент выбросоопасности забоя(k_B=1 в невебросоопасном забое)

k₁-коэффициент влияния длины транспортирования горной массы (для стволов=1)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{всп ств}=[ ( 214+9,7*25 )1,06+8*25-92 ]2,55=1509,31руб/м

Стоимость проходки всего вспомогательного ствола:

К ¹_{всп ств}=544,25*1509,31=821441,96 руб.

Затраты будущих лет

1. Углубка главного ствола.

Стоимость углубки 1 м ствола:

К_{угл гл ств}=К_{гл ств} k_уг=1378,22*1,1=1516,04 руб/метр

Где k_уг-коэффициент удорожания стоимости проведения ствола при углубке(при расположении подьемной машины на поверхности k_уг = 1,1);

Стоимость дополнительных работ:

С_доп= 8,9+4,25D =8,9+4,25*5= 30,15 тыс.руб.

D-диаметр ствола в свету м² ;

Стоимость углубки главного ствола;

К_{угл гл ств} =К_{гл ств} k_уг+С_доп=1516,04*556,25+30150=873447,25 руб.

2.Углубка вспомогательного ствола .

Стоимость углубки 1 м ствола:

К_{угл всп ств}=К_{всп ств} k_уг=1509,31*1,1=1660,24руб/метр

Стоимость дополнительных работ:

С_доп= 8,9+4,25D =8,9+4,25*5= 32,27 тыс.руб.

D-диаметр ствола в свету м² ;

Стоимость углубки вспомогательного ствола;

К_{угл всп ств} =К_{всп ств} k_уг+С_доп=1239,5*1660,24+32270=2090137,4руб.

Определение стоимости проведения горизонтальных выработок.

Первоначальные затраты

1. Первый погоризонтный квершлаг

К_{пог кв1}==[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=12,72 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,04*1,1*1*1,02=1,17)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{пог кв1}==[ ( 45+15*12,7 )1,17+24*2]2,55=825 руб/м

К ¹_{пог кв1}=161,8*825=133485 руб.

2.Вентиляционный квершлаг

К_{вент кв1}==[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=7,1 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,12)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=2,55)

К_{вент кв1}=[ ( 45+15*7,1 )1,12+24*1]2,55=493,88 руб/м

К ¹_{вент кв1}=161,8*493,88= 79748,7 руб.

Затраты будущих лет

1.Второй погоризонтный квершлаг

К_{пог кв2} =[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=12,72 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,34)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=1.17)

К_{пог кв2}= [(45+15*12,7)*1,34+24*2]1,17=452 руб/м

Стоимость проведения квершлага:

К_кв =1187,5*425=504687,5 руб

2. Воздухоподающий квершлаг.

К_{возд кв} =[ ( C₁+C₂F )f_n+K_pn]p

где C₁-коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты,

постоянные на 1 м и не зависящие от площади поперечного сечения,руб/м³ (C₁=45, при использовании бетонной крепи, при крепости пород f=7-9);

C₂- коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработок смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе,руб/м³(C₂=15 при использовании бетонной крепи, при крепости пород пород f=7-9);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м² (F=10 м²);

f_n - поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы, на изменение стоимости проведения(f_n =1,27)

p - коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты, в течении которого проводится выработка (р=1.17)

К_р=24; з=1

К_{возд кв} =[ ( 45+15*10)1,27+24]1,17=317,83 руб/м

Полная стоимость проведения квершлага:

К ¹_{возд кв} =951*317,83=302256,3руб.

Определение стоимости поддержания выработок

1.Первый погоризонтный квершлаг

Стоимость поддержания квершлага:

R_{пог кв1}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=12,7 м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 1,12;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки;

t-срок службы выработки(15 на первом этапе и 15 на втором)

R_{пог кв1}=0,55*12,7*1*1,12*0,5*161,8*30=18986 руб.

2.Вентиляционный квершлаг.

Стоимосто проведения 1м квершлага:

R_{вент кв1}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=7,1 м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 0,09;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(161,8м);

t-срок службы выработки( 15 лет )

R_{вент кв}=0,55*7,1*1*0,09*0,5*161,8*15=426,48руб.

3.Второй погоризонтный квершлаг.

Стоимость поддержания 1м выработки:

R_{пог кв2}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=12,7м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 2,15;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(1187,5м);

t-срок службы выработки( 30лет )

R_{пог кв2}=0,55*12,7*2,15*0,5*1*1187,5*30=267503,67руб.

4.Воздухоподающий квершлаг.

Стоимость поддержания 1м выработки:

R_{возд кв}=rFk_1кk_1nk_ylt

Где r-стоимость поддержания 1м выработки в год в массиве угля или пород(r=0,55руб/(м³год) для квершлагов при разработке пологих и наклонных пластов);

F-площадь поперечного сечения выработки в свету,м²(F=10м²);

K_1k- коэффициент влияния вида крепи на стоимость поддержания выработки в разных зонах, для металлической арочной крепи =1;

К_1н-коэффициент учитывающий влияние глубины разработки = 2,9;

К_у-коэффициент учитывающий влияние устойчивости окружающих выработку пород на стоимость поддержания(при f>7 К_у=0,5);

l-длина выработки(951м);

t-срок службы выработки( 15лет )

R_{возд кв}=0,55*10*2,9*1*0,5*951*15=113763руб.

Определение стоимости подъема и транспорта полезного ископаемого.

1.Стоимость подьема угля по вертикальныму стволу:

G_ств=Z_прH_гл.ствg

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр=85093188т);

H_гл.ств- глубина стволя(H_гл.ств=556,25м);

g-стоимость транспортирования 1тм угля по вертикальному стволу;

g=руб.

А_ш.сут.=368 т/сут;

G_ств= 85093188*556,25*0,00012=5679970тыс.руб.

2.Стоимость откатки угля по первому погоризонтному квершлагу контактными электровозами.

G_{пог кв}=Zпрlg

g==0,00027 руб.

G_{пог кв}=85093188*161,8*0,00027=3717381 руб.

Где Zпр - промышленные запасы шахтного поля (Zпр=85093188т);

...