Пособие_ПШ_САПР
.pdfk (С1 С2F) f , |
(7.2) |
де ρ – коефіцієнт, який враховує період будівництва або роботи шахти, у продовж якого проводиться виробка;
f – коефіцієнт, що враховує глибину робіт, обводненість і викидонебе-
зпечність вибою, довжину транспортування гірничої маси.
За методикою [49] корегування k здійснюється з урахуванням коефіцієнта Kош і α. Перший з них ураховує загальношахтні витрати, а
другий наявність тампонажу закріпного простору.
k (С1 С2F) (1 Kош |
100) . |
(7.3) |
Значення вказаних вище коефіцієнтів наведені в літературних джерелах [48, 49].
7.2 Прогноз вартості підтримання виробок
Витрати на підтримання виробок за методикою [48] розрахову-
ються з урахуванням характеру змін довжини виробки, впливу очисно-
го вибою, наявності підробки або надробки місця закладення виробки,
глибини її залягання, стійкості порід, способу охорони.
Для різних виробок, що зазнають або ні вплив очисних робіт, у
методиці [48] наведені різні формули для розрахунку вартості підтри-
мання їх 1 м за рік. Наприклад, для виробки, що підтримується в маси-
ві вугілля або порід вартість підтримання її 1 м розраховується за фор-
мулою
r r F k |
k |
k |
y |
, |
(7.4) |
|
1 1 |
1k |
1н |
|
|
|
де r1 – вартість підтримання 1 м3 за рік у масиві вугілля або по-
211
рід (визначається за таблицею 99 [48] залежно від типу виробки й кута падіння пласта);
k1k – коефіцієнт, який ураховує вплив виду кріплення на вартість під-
тримання виробки в масиві вугілля чи порід; k1н – ураховує вплив глибини розробки;
kу – коефіцієнт, який ураховує вплив стійкості вміщуючи виробкупорід.
У методиці [49] наведені регресійні моделі для розрахунку вар-
тості підтримання гірничих виробок за весь термін їх служби (R) з ура-
хуванням вигляду виробки, її кріплення, систем розробки вугільних пластів, стійкості вміщувальних порід, умов і способу охорони вироб-
ки, товщини пласта, довжини виїмкової ділянки, глибини робіт, серед-
ньої швидкості посування очисного вибою, середнього кута падіння плас-
та, довжини лави, строку служби виробки. Так, наприклад, для пластових штреків і похилих виймальних виробок за суцільної системи розробки:
R (43700m 2940F 62,5Lвд 0,0067L2вд 0,343H 2
(7.5)
264H 0,0327Vo2 38,2Vо 350l 0,167l2 57200)kykкрkпід,
де т – товщина пласта, м;
F – площа поперечного перерізу виробки у світлі, м2;
Lвд – довжина виїмкової ділянки, м;
Н – глибина робіт, м;
Vо – річне посування очисних робіт, м/рік; l – довжина лави, м;
ky –коефіцієнт, якийураховує впливстійкості порід,щооточують виробку; kкр – коефіцієнт впливу вигляду кріплення на вартість підтримання
212
гірничих виробок;
kпід – коефіцієнт впливу способу охорони й умов підтримання виробок.
7.3 Прогноз витрат на транспорт та водовідлив
Під час розрахунків вартості транспорту гірничої маси за мето-
дикою [48] ураховуються добова виробнича потужність шахти, вели-
чина добового вантажопотоку, добове навантаження на лаву (панель),
висота підйому, довжина транспортування вугілля, кількість наванта-
жувальних пунктів, кількість одночасно розроблюваних панелей, сто-
впів, промислові запаси, середня довжина похилої виробки, кількість приводів у конвеєрній лінії, кут нахилу виробки. При цьому спочатку розраховується вартість транспорту 1 т·м, а потім при відомих значен-
нях його запасів, що транспортуються, і довжини транспортування розраховують загальні витрати.
Так, наприклад, для визначення витрат на підйом по стовбуру треба спочатку розрахувати питомі витрати з підйому 1 т·м вугілля
|
|
210 |
|
|
1 |
|
0,267 |
|
|
|
g |
0,253 |
|
|
|
|
|
|
|
, |
(7.6) |
A |
H |
|
|
|||||||
|
|
|
|
n |
|
A |
|
|||
|
|
g |
|
|
|
|
g |
|
де А – добова виробнича потужність шахти, т;
Нп – висота підйому, м.
Після отримання значення g загальні витрати розраховують за формулою
G Zпр Нп g . |
(7.7) |
Для розрахунку витрат на водовідлив теж необхідно спочатку визначити питомі витрати. За водовідливу по вертикальних стовбурах
213
|
|
16,5 |
|
|
|
|
0,1567 |
|
|
|
g |
0,0067 |
|
|
|
Н |
|
0,000088 |
|
, |
(7.8) |
|
A |
|
|
|||||||
|
|
|
|
|
в |
|
A |
|
||
|
|
|
g |
|
|
|
|
g |
|
де – коефіцієнт водовмісту, м3/т;
Нв – висота водовідливу, м.
Загальні витрати на водовідлив розраховуються за формулою,
яка за своєю структурою подібна до (7.7).
Під час розрахунків вартості транспорту гірничої маси за мето-
дикою [49] ураховуються такі чинники, як: річна та добова потужність шахти, промислові запаси вугілля, типи електровозів, конвеєрів, зага-
льна довжина відкатки електровозами, вантажопотік за зміну з окремо-
го навантажувального пункту, довжина відкочування від нього, кіль-
кість навантажувальних пунктів, довжина конвеєрного поставу, його продуктивність, кількість приводів конвеєра.
Розрахунки витрат для різних виглядів транспорту виконуються за емпіричними формулами. Наприклад, експлуатаційні витрати на транспортування вугілля акумуляторними електровозами розрахову-
ються за формулою (7.9):
1 |
|
3 |
|
1 |
|
Pn |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
0,1 AiLi 39,7Pn |
|
|
|
gел L |
0,09 0,0096 10 |
|
L |
A |
|
130 |
|
, (7.9) |
||
|
|
|
|
|
g |
n 1 |
|
|
|
де L – загальна довжина транспортування, м;
Ag – добове навантаження на шахту, т/добу;
Li – довжина транспортування від і-го навантажувального пункту, км;
Aі – вантажопотік з і-го навантажувального пункту за зміну, м;
Рn – кількість навантажувальних пунктів. 214
Експлуатаційні витрати на водовідлив розраховуються за емпі-
ричною формулою (7.10)
g |
|
|
1 |
|
|
1,87 0,19Q |
0,0725Н |
|
4,2R |
0,001R2 |
|
||
|
0,3A H |
|
|
||||||||||
|
в |
|
|
|
в |
|
в |
1 |
1 |
|
|||
|
|
|
g |
|
в |
|
|
|
|
, (7.10) |
|||
|
|
|
|
0,3Ag |
|
|
|
|
|
||||
18,82п |
333,1 1,77Qв 0,2Нв 8,75R1 0,073R12 191n |
||||||||||||
|
|||||||||||||
|
|
|
|
Zпр |
|
|
|
|
|
де Qв – нормальний притік води, м3/год.;
R1 – гідравлічна постійна (R1 = 10-4 Qв/Нв);
п– кількість дільничих водовідливних установок.
Унаведених вище методиках [48, 49] окрім експлуатаційних надані формули й для розрахунку капітальних витрат на транспорт і водовідлив. Окрім цього в методиці [49] передбачені й розрахунки ви-
трат на допоміжний транспорт (кінцеве відкочування, монорельсовий
транспорт).
7.4 Прогноз витрат на провітрювання шахти
Витрати на провітрювання шахти розраховуються за методикою
[48] за формулою(7.11)
Спр |
|
1,76Q 0,088h 288 |
, |
(7.11) |
|
||||
|
|
Ag |
|
де Q – кількість повітря, що подається в шахту, м3/с; h – загальношахтна депресія, Па.
За методикою [49] експлуатаційні витрати на провітрювання ро-
зраховуються за формулою (7.12)
215
|
1 |
|
п |
|
|
п |
|
|
|
|
1 |
|
|||
Спр |
|
0,005 Qіhi 0,197 a2і |
2,49 Ag |
|
|
33,9 |
|||||||||
0,3A |
Z |
np |
|||||||||||||
|
|
g |
|
і 1 |
|
і 1 |
|
|
|
|
|
|
|||
A |
(0,031 0,0297 10 4 |
A )) 0,0022(1 10 4 A ) |
|
|
(7.12) |
||||||||||
g |
|
|
|
|
|
g |
|
|
|
|
|
g |
|
|
|
|
|
|
|
|
п |
0,3A |
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
gi |
0,014 |
|
|
|
|
|
||
|
|
|
|
|
a1і |
Zпрi |
|
|
|
|
|||||
0,0022(1 10 4 |
A ) |
і 1 |
|
|
|
, |
|
|
|
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||
|
|
|
|
g |
|
Agi |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
де Qі – продуктивність і-ої вентиляційної установки, м3/с; hi – депресія і-ої вентиляційної установки, мм.вод.ст;
Zпpi – промислові запаси, що обслуговуються і-ою вентиляційною ус-
тановкою, тис.т;
Agі – обсяг видобутку, який обслуговується і-ою вентиляційною уста-
новкою, т;
а1і, а2і – коефіцієнти, які відповідають величинам депресії й витратам і-
х вентиляційних установок;
п – кількість вентиляційних установок;
Окрім наведених формул для розрахунків експлуатаційних ви-
трат на провітрювання шахти в літературних джерелах [48, 49] надані й формули для розрахунку капітальних витрат.
Порівняння розглянутих методик показує, що методика, викла-
дена в роботі [49], дозволяє обчислювати витрати з більшої кількості видів гірничих робіт. Окрім цього за її допомогою можна розрахувати окремі статті витрат, такі як заробітна плата, амортизація, електроене-
ргія, матеріали, що робить цю методику більш прийнятною для коре-
гування вартісних показників під впливом інфляційних процесів і змі-
ни співвідношення між статтями витрат.
216
7.5 Методи прогнозування вартісних показників на підставі
їх моделювання
Недоліком розглянутих вище методів є те, що покладені в їх ос-
нову математичні рівняння отримані на підставі регресійного аналізу.
Для нього притаманна низка недоліків, основними з яких є неможли-
вість визначення характеру впливу чинників у чистому вигляді. Тому коефіцієнти регресії не несуть якогось економічного чи фізичного смислу й дозволяють лише інтерполювати вартісні показники в межах раніше встановлених діапазонів зміни враховуваних чинників. Крім цього регресійні моделі отримані на підставі вибіркових сукупностей,
а не генеральних. У зв’язку з цим вірогідність цих моделей невелика, а
сфера застосування обмежена.
Указані недоліки можна суттєво зменшити, якщо провести мо-
делювання квазівипадкових значень вартісних показників у межах діа-
пазону зміни чинників, урахованих у рівняннях регресії [50].
У результаті подальшої обробки, отриманих за наслідками мо-
делювання показників, з використанням методів теорії інформації роз-
робляються прогностичні таблиці, подібні до таблиць, розглянутих у розділі 5.
Нижче як приклад наведені прогностичні таблиці 7.1 і 7.2 для прогнозу вартості проведення 1 м стовбура й вартості підтримання 1 м
за рік похилих панельних виробок. За допомогою цих таблиць розра-
ховується ΣРКij залежно від ознак, наведених у таблицях чинників.
Після отримання значення ΣРКij розраховується конкретне значення відповідного вартісного показника. Для таблиці 7.1 розрахунок вико-
нується за формулою (7.13), а таблиці 7.2 – (7.14).
217
Таблиця 7.1 – Таблиця для прогнозу вартості проведення 1 м
|
|
вертикального стовбура |
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Найменування |
|
Діапазони |
|
Прогностичний |
|||
|
|
|
коефіцієнт, |
|||||
|
чинника |
|
(ознаки) |
|
||||
|
|
|
РКij |
|||||
|
|
|
|
|
|
|
||
1. |
Площа поперечного |
|
12,6 |
|
|
120 |
|
|
перерізу у світлі, м2 |
|
12,7-28,3 |
|
|
49 |
|
||
|
|
|
28,4-33,4 |
|
|
4 |
|
|
|
|
|
33,5-44,3 |
|
|
-60 |
|
|
|
|
|
44,4-50,3 |
|
|
-60 |
|
|
|
|
|
50,4-63,6 |
|
|
-101 |
|
|
2. |
Наявність спеціаль- |
|
без спецзаходів; |
|
42 |
|
||
них заходів під час |
с наступною цементацією з вибою; |
6 |
|
|||||
проведення стовбура |
попередня цементація з вибою; |
|
-6 |
|
||||
|
|
|
тампонаж |
|
-43 |
|
||
3. |
Засіб проведення |
|
звичайний; |
|
7 |
|
||
стовбура |
із заморожуванням |
|
-66 |
|
||||
4. |
Види робіт |
проведення нового стовбура; |
|
12 |
|
|||
|
|
поглиблення діючого стовбура |
|
-15 |
|
|||
5. |
Тип стовбура |
|
клітьовий; |
|
19 |
|
||
|
|
|
скіповий |
|
-12 |
|
||
|
Таблица 7.2 – Таблиця для прогнозу вартості підтримання 1 м за рік |
|||||||
|
похилих панельнихвиробок |
|
|
|
||||
|
|
|
|
|
|
|
||
|
Найменування |
|
Діапазони |
|
Прогностичний |
|||
|
чинника |
|
|
(ознаки) |
|
коефіцієнт, РКij |
|
|
1. |
Глибина розробки, м |
|
|
300 |
|
|
73 |
|
|
|
|
|
301-600 |
|
|
27 |
|
|
|
|
|
601-1200 |
|
|
-145 |
|
2. |
Кут падіння пласта, град |
|
10 |
|
|
34 |
|
|
|
|
|
|
11-18 |
|
|
20 |
|
|
|
|
|
19-35 |
|
|
-58 |
|
3. |
Площа поперечного перерізу у |
|
6,4 |
|
|
20 |
|
|
світлі, м2 |
|
|
6,5-12,5 |
|
|
0 |
|
|
|
|
|
|
12,6-18,5 |
|
|
-19 |
|
4. |
Товщина пласта, м |
|
|
0,7 |
|
|
13 |
|
|
|
|
|
0,71-1,2 |
|
|
0 |
|
|
|
|
|
1,21-2,4 |
|
|
-13 |
|
|
|
|
218 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
n |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
Кств |
|
|
|
8,3 0,007 PKij |
|
|
|
|
(7.13) |
|||
|
|
i 1 |
|
|
|
|
||||||
е |
|
|
|
|
|
Kін ; |
|
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
24,5 0,07 |
n |
PK |
|
|
K |
|
. |
(7.14) |
|||
r |
|
|
|
iн |
||||||||
|
|
|
|
|
|
ij |
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
i 1 |
|
|
|
|
|
|
|
де Kiн – коефіцієнт індексації відповідноговартісного показника.
Розглянемо прогноз вартісних показників за цими таблицями на умовних прикладах. Припустимо проведення стовбура в таких умовах:
площа поперечного перерізу – 50,4 м2, без спецзаходів, спосіб проведен-
ня звичайний, проведення нового стовбура, тип стовбура – скіповий.
n
PKij 101 42 7 12 12 52 .
i 1
8,3 0,007( 52)
Кств е 3,15 18000 грн./м.
При розрахунках Kiн взятий за наслідками переоцінювання осно-
вних фондів за станом на 2003 рік. На теперішній час Kiн значно вищий,
тому й величина Kст повинна бути значно вищою, але за відносної оцін-
ки варіантів проектних рішень вплив систематичної похибки в той чи інший бік не позначаються на визначенні найкращого варіанта. Тому в навчальних цілях можна використовувати наведенийKiн.
Похила панельна виробка проводиться у наступних умовах: гли-
бина розробки – 700 м, кут падіння пласта – 18 град., площа поперечно-
го перерізу – 12,8 м2, товщина пласта - 1,25 м. Тоді
n
PKij 145 20 19 13 157 .
i 1
r 24,5 0,07( 157) 6,4 227 грн./м·рік.
219
Усього за наведеною методикою прогнозу вартісних показників на основі їх моделювання було розроблено 32 прогностичні таблиці для прогнозу різних статей витрат вартісних показників, наведених у літературному джерелі [50]. Для зменшення трудомісткості розрахун-
ків цих показників розроблена відповідна прикладна програма для їх прогнозування на ПЕОМ. Це дозволяє обчислювати велику кількість конкурентоспроможних варіантів.
7.6 Запитання й завдання для самоконтролю
1. Укажіть формулу для прогнозу вартості проведення 1 м гір-
ничої виробки.
2. Назвіть формулу для прогнозу вартості підтримання 1 м ви-
робки за рік, якщо вона підтримується в масиві вугілля або порід.
3. За якою формулою розраховується вартість підтримання гір-
ничої виробки, яка не змінює свою довжину й умови охорони за весь час експлуатації?
4. За якою формулою розраховується вартість підтримання гірни-
чої виробки, яка поступово змінює свою довжину під час експлуатації? 5. Які чинники враховуються за визначення вартості транспор-
тування гірничої маси?
6.Назвіть недоліки методів прогнозу вартісних показників за допомогою рівнянь регресії.
7.Яким чином здійснюється прогноз вартісних показників за допомогою прогностичних таблиць?
220