Министерство угольной промышленности СССР
Академия наук СССР
Ордена Октябрьской Революции
и ордена Трудового Красного Знамени
Институт гоного дела им. А.А. Скочинского
Москва 1981
УДК 622.272:624.138 В методике изложена последовательность расчета экономической эффективности физико-химического упрочнения пород и угля в очистных забоях. Методика предназначена для сотрудников отраслевых научно-исследовательских институтов, работников объединений и шахт, занимающихся внедрением технологии физико-химического упрочнения угле-породных массивов на шахтах отрасли с последующей оценкой ее экономической эффективности. В составлении методики принимали учеастие: кандидаты тех. наук Л.Д. Борисенко, В.В. Васильев, инженеры Ю.П. Носов, Н.С. казьмина, Н.И. Рофина, Л.А. Гиацинтова (ИГД им. Скочинского); канд. техн. наук И.Т.Бутенко, канд. эконом. наук Л.А.Пальчак (ДонУГИ). Методика согласована с ЦНИЭИуглем.
Методика расчета экономической эффективности физико-химического упрочнения пород и угля в очистных забоях
Внедрение технологи упрочнения пород и угля физико-химическим способом позволит достичь:
В качестве базового варианта при определении экономической эффективности принимается способ поддержания пород кровли с помощью опережающей крепи (металлических рельсов) о последующей затяжкой лесоматериалом.
Экономический эффект от применения технологии упрочнения пород и угля физико-химическим способом Э, руб, определяется по формуле
где с 1 и с2 – себестоимость по новому (II) вариантам, руб/т;
Ен=0,15 - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;
k1 и k2 - удельные капитальные вложения на 1 т угля, добытой по базовому и новому вариантам, руб/т;
А 2 I- объем добычи угля за период применения технологии упрочнения, т;
Экос - косвенный эффект от внедрения новой технология упрочнения, руб.
1.1 Годовые объемы добычи по новому и базовому вариантам определяются по формулам
где Qcyт - суточная вагрузка на очистной забой, т;
Тст - продолжительность отработки столба, сут;
Тосв - продолжительность освоения комплекса при перехода к отработке следующего столба до достижения расчетной среднесуточной нагрузки очистного забоя, сут.
При этом
где с - коэффициент извлечения угля, учитывающий его потеря при выемке в доставке; для тонких и средней мощности пластов равен соответственно 0,95 и 0,98;
Lст - длина столба, м;
L - длина лавы, м;
m – вынимаемая мощность пласта, м;
γ - плотность угля, т/м3.
1.2 Продолжительность монтажа и демонтажа механизированных комплексов типов KМК-97, "Донбасс", КМ-87, КМ-87ДН и К1мКС может бять с достаточной для практики точностью рассчитана по зависимостям:
для комплексов КМК, ”Донбасс”
для комплексов КМ-87, КМ-87ДН, 1МКС
где nм, nд – продолжительность монтажа или демонтажа, сут;
nт – затраты времени на монтаж-демонтаж комплекса длиной Дт, сут;
Д – фактическая длина монтируемого или демонтируемого комплекса, м;
Дт – длина комплекса, м.
1.3 Суточная нагрузка на очистной забой, оборудованный одним выемочнвм комбайном со шнековым исполнительным органом, определяется следующим уравнением:
где n - количество смен работы лавы по добыче угля в сугки;
Т - продолжительность рабочей смены, мин;
Тп.з - суммарные нормативные затрат времени на выполняемые подготовительно-заключительные операции, мин/смен;
Тт.п - суммарные нормативные затраты на неперекрываемые технологические перерывы, продолжительность которых ае зависит от объема работ по выемке угля (взрывание в нишах и бутовых штреках), мин/смен, принимаются равными 3% длительности смены;
Т,н - время на устранение неполадок с машинами и механизмами комплекса оборудования очистного забоя, мин/смен; определяется по данным хронометражных наблюдений, а при проектных расчетах принимается равным 14% продолжительности смены;
Тп- суммарная продолжительность учитываемых организационно-технических простоев, мин/смен. По данным ЦНИЭИугля Тп составляет 10-15% продолжительности смены;
b - полезная ширина захвата выемочной машины, м;
Lм - машинная длина лавы (без учета суммарной длины ниш), м;
t,осн - нормативные затраты времени на выполнение основной операции по выемке угля с учетом сдерживающих факторов (например с учетом скорости крепления), мин/м;
tвсп – нормативные затраты времени на выполнение вспомогательных операции, мин/м;
tтп - суммарные нормативные затраты временя на неперекрываемые технологические перерывы, продолжитвльность которых зависит от объема работ по выемке угля (смена партии вагонеток, зарядка шпуров), мин/м;
Т,м - нормативные затраты времени на подготовку всех машин и механизмов лавы к выполнению следующего цикла, мин/цикл.
Значения Tпз, tвсп, tтп, T,м принимаются по ЕНВ или по данным методики [2].
Нормативаые затраты времени на выполнение основной операция во выемке определяются по формуле
где vп – рабочая скоростьподачи комбайна, м/мин.
Ориентировочно скорость подачи vп определяется по уравнению
где Руст – устойчивая мощность привода, кВт; для обдуваемых электродвигателей принимается в размере 60-70% часовой мощности, для электродвигателей с водяным охлаждением - 70-85% длительной с водяным охлаждением – 70-85% длительной мощности;
t – шаг линии резанья;
А – сопротивляемость угля резанью в зоне работы исполнительного органа комбайна, Н/м; А=Котж*А (здесь Котж коэффициент отжима);
vрез – скорость резанья, м/с.
При этом
1.4 Суточная нагрузка на очистной забой для I-го варианта выемки угля определяется по формуле
где kвн - коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на нагрузку механизированных комплексов.
В себестоимости добычи угля с учитываются: полная заработная плата (прямая и доплата к ней) сз, начисления на зарплату снач, расхода на материале см, расходы на электроэнергию сэ амортнзационные отчисления от стоимости оборудования и прочих основных фондов со, стоимость монтажа ж демонтажа комплекса см.д. Полная заработная плата сз определяется умножением прямой заработной платы спр на коэффициент доплат К.
2.1 Затраты по прямой заработной платы определяются в зависимости от числа работающих, норм выработки и расценок труда раотающих-сдельщиков, а также тарифно-квалификационного состава рабочих-повремвнщиков.
2.2 Себестоимость по статье "начиления на заработную плату" снач принимается в размере 9%общего фонда заработной платы:
2.3 Нормы расхода основных материалов, используемых в процессе угледобычи, приведены в методике [2].
Для оперделения эксплуатационных затрат на основные материалы нормы расхода на тонну угля, добытого по базовому и новому вариантам, умножаются на цену единицы материала с учетом транспортно-складских расходов.
Эксплуатационные затраты на прочие материалы разового потребления (малоценные предметы и спецодежду), а также материалы на статье "расходы будующих периодов" принимаются в соответствии с методикой [2].
Удельная стоимость всех расходуемых материалов определяется суммированием результатов, полученных по каждому виду.
2.4 Удельная стоимость потребляемой механизмами электроэнергия сэ в пределах необходимой точности расчетов может быть определена по формуле
где Wэ - суммарная мощность одновременно работающих двигателей, кВт;
а1, а2 - тарифы соответственно за 1 кВт-ч израсходованной электроэнергии (руб) и за 1 кВА установленной мощности трансформатора (руб/сут); принимаются по методике [2];
Тц - суммарная продолжительность рабочих смен в сутки, ч;
η - средний коэффициент загрузки двигателей;
kс – коэффициент спроса; принимается равным 0,28-0,30;
cosφ - коэффициент мощности; принимается равным 0,85;
Qсут – добыча угля из лавы, т/сут.
Амортизационные отчисления са определяются на основании расчета удельных капитальных вложений. Суточные нормы амортизации используемого оборудования принимаются по методике [2]. Общие суточные амортизационные отчисления cд равны сумме амортизационных отчислений по каждому типу оборудования
Удельные амртизационные отчисления по базовому и новому вариантам определяются по формуле
Затраты на монтажно-демонтажные работа учитываются по всем видам юпользуемого оборудования по базовому и новому вариантам. Нормативная трудоемкость монтажно-демонтажанх работ приведена в методике [2].
Удельные затраты на 1 т добычи угля по мовтажно-демонтажным работам определяются аналогично формуле (11).
5.1 Удельные капитальные вложения К, руб/т, йа добычу угля по базовому и новому вариантам рассчитывается по формуле
где Коб - стоимость комплекта основного оборудования по базовому и новому вариантам, а также электрооборудования, приборов, аппаратов и др. с учетом резерва, необходимого для производственного процесса, а также доставки на предприятие, руб;
К,- сопутствующие капитальные вложения, связанные с эксплуатацией базовой или новой техники, а также с вводом новой техники, руб.
5.2 Значение Коб определяется по формуле
где i - количество видов оборудования;
j - количесгво единиц однотипного оборудования;
Цi,j - отпускная цена базовой или новой техники, руб; принимается для серийно выпускаемого оборудования по действующим прейскурантам или по методики [2];
φ - нормативный коэффициент резерва оборудования, учитывающий количество единиц, находящиеся в резерве, ремонте и т.д.: принимается по методики [2]. Если используется одна единица оборудования, то j=1;
βi - коэффициент, учитывающий транспортные расходы по доставке i-ro оборудованяя от завода-изготовителя на предприятие; принимается для европейскрй части СССР - 0,07; для Кузбасса и восточных районов - 0,12; для районов Крайнего Севера и приравненных к ним районов - 0,30.
5.3 В связи с тем, что при внедрении технологии упрочнения горных массивов физико-химическим способом затрат по сопутствующим капитальным вложениям нет, то K,=0.
6.1 Косвенный эффект в результате внедрения технологи упрочнения горных массивов физико-химическим способом получается за счет: повышения нагрузки на очистной забой Э1, уменьшения зольности добываемого угля Э2, сокращения потерь угля в результате оставления при базовом варианте защитной пачки у кровля Э3:
6.2 При увеличении нагрузки на отдельный очистной забой и постоянной добыче угля по шахте в целом, если известна величина условно-постоянных расходов для данного забоя до и после применения физико-химического упрочнения по формуле
сII1, cII2 – расходы на обслуживание данного очистного забоя до и после повышенияф нагрузки, тыс.руб.;
αл - коэффициент роста нагрузки на очисгной забой при вводе новой техники (например, при увеличении годовой добычи угля на 15% коэффициент αл равен 1,15).
6.3 Если же конкретная велчина условно-постоянных расходовили данного забоя неизвестна, то при αл<1,1 значение Э1 находится из выражения
при αл >1,1
где γоб – удельный вес условно-постоянных расходов по звеньям непосредственно обслуживающим один очистной забой, в общешахтной себестоимости 1 т угля, %;
сш – производственная себестоимость 1 т угля в целом по шахте до ввода новой техники, руб.;
D1с – суточная нагрузка на шахту в период, предшествовавший внедрению новой техники, т;
nдн – число дней работы с использованием технологии упрочнения.
Для комплексно-механизированных лав множитель 0,8 в формуле (17) необходимо заменить множителем 0,7.
6.4 Экономический эффект от снижения зольности добывемого угля Э2, руб.,определяется по формуле
где Цбр и Цнр – цена 1 т рядового угля с учетом фактической зольности соответственно по базовому и новому вариантам, руб;
А,2 – объем добычи угля с использованием технологии упрочнения, т.
Значение Цр определяется по формуле
где Арс – фактическая зольность рядового угля по базовому и новому вариантам, %;
Ар.прс – зольность рядового угля по прейскуранту, %;
Цр.пр – цена рядового угля по прейскуранту, руб.
6.5 Экономический эффект от сокращения потерь угля Э3 за счет увеличения мощности пласта учитывается по формуле (4).