Разработка научно-методического обеспечения формирования стратегии устойчивого развития горнотехнических систем угольных шахт

Динамическая (вероятностная) постановка задачи в условиях неопределенности информации является весьма актуальной в том аспекте, что мощности неперспективных (закрываемых) шахт должны передаваться другим шахтам, имеющим базу для эффективной работы. Важно знать, какую именно “надбавку” по производственной мощности обеспечат, сделают возможной конкретные горно-геологические и технологические решения.

На основании многочисленных экспериментов с достаточным отражением в формуле проектной мощности основных горно-геологических условий шахтных полей и горнотехнических параметров целевая функция в сжатом виде приобретает следующий вид

Размещено на http://www.allbest.ru/

(9)

В развернутом виде расчетная модель мощности шахты сводится к выражению:

Размещено на http://www.allbest.ru/

10)

В качестве составляющих в формулу входят коэффициент надежности технологической цепи шахты: очистной забой - подземный транспорт - подъем - поверхность шахты, число пластов, принятых к отработке, число пластов в шахтном поле, коэффициенты, учитывающие устойчивость кровли и крепость почвы, нарушенность запасов, дегазацию угольных пластов, месячная нагрузка на очистной забой, мощность угольных пластов, объем промышленных запасов, глубина верхней и нижней границ шахтного поля.

При эксплуатации производственную мощность шахты обеспечивают горно-геологические условия залегания угольных пластов и организационно- технические факторы, сложившаяся технологическая схема ведения горных работ и т.д.

При проектировании мощность шахты формируют в основном только горно-геологические условия и потенциальные возможности техники и технологии, которые могут быть заложены в проект строительства шахты.

Естественно, что при проектировании свобода принятия той или иной величины проектной мощности значительно выше.

В пределах реальных возможностей технологических звеньев шахт производственная мощность может принимать достаточно много значений с изменением горно-геологических характеристик в связи с переходом горных работ на новые участки шахтного поля, а также в связи с внедрением новых средств очистных работ и пр. Вписаться в подобные заранее неизвестные изменения параметров технологии (аргументов целевой функции) позволяет процедура расчета мощности шахт в условиях неопределенности информации (метод, основанный на применении критерия Сэвиджа).

При решении этой задачи пользуются принципом “минимальных максимумов” отрицательных последствий ошибочных (из-за незнания горно-геологических и технологических условий будущей работы шахты) решений, принимаемых параметров. Процедура применения данного принципа выбора оптимальных решений (с точки зрения критерия - мощности шахты) основана на построении и анализе матриц альтернативных потерь (рисков) Сэвиджа. Всю информацию, необходимую для расчета мощности шахты, группируют в двух матрицах.

В матрице горно-геологических данных группируют исходные данные, в основном горно-геологические характеристики, значения которых принимаются в интервале от 0,8 до 1,2 некоторого наиболее вероятностного значения, т.е.

(Y) = 0,8y; y;1, 2 y . (11)

В этой матрице априори не варьируются параметры, которые определены однозначно (количество пластов в шахтном поле, количество пластов в одновременной работе и т.д.).

В матрице горнотехнических параметров группируют значения параметров, по которым принимают варьируемые решения, управляемые параметры, входящие в расчетную формулу мощности шахты. Отдельные управляемые параметры (средняя и суммарная мощности угольных пластов, нагрузка на очистной забой и др.) формируют в зависимости от исходных данных.

Матрица альтернативных потерь (рисков) Сэвиджа содержит основную конечную информацию для принятия решения по выбору значения мощности шахты. Использование массива информации (Y) в j-м варианте и массива информации (X) в i-м варианте позволяет вычислить мощность шахты в Aв ij-м варианте. В результате получаем число значений мощности шахты, равное произведению n вариантов условий залегания пластов и m вариантов принимаемых решений для параметров, влияющих на мощность шахты.
Для каждого варианта условий (Yi) устанавливают экстремальное (для нашей задачи - максимальное) значение функции, т.е. мощности шахты:

Amax = max A (X; Y) . (12)

Диапазон получаемых в результате расчета значений целевой функции мощности шахты оказывается представленным областью от минимально возможного в данных условиях значения А> min до максимального А> max (от наименее вероятного до наиболее вероятного), что позволяет исследовать влияние на целевую функцию любой горно-геологической характеристики и горнотехнического параметра в любом диапазоне изменения.

По отношению к этим максимальным значениям вычисляют отклонения мощности при любом сочетании условий разработки (Yi) и технологических решений (Xj):

A= Amax(X; Y) - A(X; Y). (13)

Эти отклонения являются, по существу, потерей добычи возможной неопределенности условий разработки и зависимых от них технологических решений. Величины отклонений заносят в таблицу альтернативных потерь, которая служит основой для принятия решений. Классический принцип достижения минимальных из всех максимальных потерь при соответствующих вариантах технологических решений сводится к следующему условию:

min/max (Amax(X; Y) - A(X; Y) = A(X; Y). (14)

Оптимальный вариант технологических решений X; Y соответствует минимуму из максимальных потерь добычи. Соответственно мощность шахты в диапазоне колебаний при оптимальных технологических решениях является также оптимальной. Практика проектирования шахт с оптимизацией параметров свидетельствует, что ошибочные представления о природных условиях более вероятны при малых отклонениях от фактических значений, нежели при больших. Следовательно, вероятность принятия решений, вызывающих более значительные потери, меньше, чем решений, вызывающих меньшие потери. Поэтому в предложенном методе выбора оптимальных решений (параметров) в условиях неопределенности информации в ряде случаев целесообразно изменить целевую функцию выбора. Следует добиваться не “минимума максимальных потерь”, а “минимума средних потерь”:

min sred(Amax(X; Y) - A(X; Y) = A(X; Y). (15)

Для этого определяют

A =( (X; Y) /n. (16)

В результате различной вероятности всех собранных в матрице альтернативных потерь (рисков) Сэвиджа значений мощности шахты процедура выбора оптимального и в то же время наиболее вероятного значения становится несколько неоднозначной, для чего в процедуру необходимо ввести коэффициент корректировки, который будет учитывать вероятность различных расчетных вариантов и однозначно формировать оптимальную величину проектной мощности шахты.

При этом наиболее вероятным и оптимальным вариантом будет считаться тот, для которого произведение величины мощности шахты на коэффициент корректировки будет максимальным.

Коэффициент корректировки в смысловой интерпретации отражает в себе следующие ключевые параметры:

- f - коэффициент начальной вероятности (исходный вариант) - отражает достоверность исходной информации;

- - величина шага изменении j-го параметра, - отражает степень неопределенности (неоднозначности) исходной информации;

- h - количество изменяющихся параметров в i-м расчетном варианте;

- h - общее количество характеристик и параметров (горно-геологических и горнотехнических).

Коэффициент корректировки определяется при помощи регрессионного анализа статистических отчетных данных угольных шахт с использованием динамических моделей регрессии.

Параметры уравнения (эмпирической формулы) определяются методом наименьших квадратов, которые показывают, как изменяются коэффициенты регрессии во времени и как это изменение следует учитывать при расчете прогноза.

Путем реализации вышеприведенной процедуры выбора оптимального коэффициента корректировки применительно к группе стабильных шахт были определены резервы увеличения производственной мощности, которые сведены в табл. 1.

Таким образом, принимая во внимание горно-геологические условия эксплуатации и эксплуатационные технические возможности применяемой горнодобывающей техники резерв повышения (нагружения) производственной мощности шахтного фонда угольных компаний России составляет 11.5 млн. т/год.

Разработка и оптимизация структурно-технологических решений, обеспечивающих длительную конкурентоспособность шахтного фонда

Анализ основных нетрадиционных технологических решений при отработке шахтных полей показал, что наиболее весомыми нетрадиционными решениями, которые конкретно служили объектами глубоких исследований, являются решения, связанные с обратным порядком отработки шахтных полей, извлечением угольных запасов из целиков, с использованием технологического выработанного подземного пространства для размещения отходов производства т. д.

Таблица 1

Резервы нагружения производственной мощности шахтного фонда угольных компаний России

№ п/п	Наименование шахт	Аш г.факт., млн. т/ год	Резерв повышения производственной мощности
1	ш. Воргашорская	3,309	0,943
2	ш. им. Кирова	2,484	0,762
3	ш. Октябрьская	1,846	0,435
4	ш. Полысаевская	1,681	0,323
5	ш. им. 7-го Ноября	2,472	0,661
6	ш/у Котинское	1,666	0,387
7	ш. Талдинская-Западная 1	1,331	0,224
8	ш. Талдинская-Западная 2	1,919	0,432
9	ш. Заречная	3,911	0,835
10	ш. Кыргайская	3,001	0,432
11	ш. Абашевская	3,453	0,836
12	ш/у Юбилейное	4,23	0,812
13	ш/у Есаульское	4,911	0,801
14	ш/у «Грамотеинское»	1,66	0,535
15	ш. Распадская	9,72	1,875
16	ш. Полосухинская	3,15	0,686
17	ш. им. Ленина	2,24	0,542
	Итого:		11,521

Примечательно, что скоординированное и обоснованное совместное применение всех или нескольких из перечисленных решений позволяет добиваться вместе с экономическими выгодами принципиально нового, более высокого уровня технологической безопасности.

Определяющим нетрадиционным решением в проведенном комплексе является перевод отработки запасов шахтного поля на обратный порядок как по простиранию и падению, так и по глубине, тесно увязанного с определенными технологическими решениями в области вскрытия шахтных полей и новых горизонтов.

Именно при обратном порядке отработки шахтного поля становится удобно и надежно избегать неблагоприятного воздействия горного давления на процесс поддержания горных выработок.

При обратном порядке отработки шахтного поля удобно погашать выработанное пространство очистных забоев и горных выработок с размещением в выработанном пространстве отходов производства и в первую очередь шахтной породы.

Практика применения обратного хода отработки выемочных столбов, ярусов, этажей подтвердила бесспорные выгоды большей части вариантов технологических схем.

Выбор прямого или обратного порядка отработки шахтного поля стал по существу выбором между начальными кратковременными преимуществами прямого и последующими стратегическими, долговременными - обратного порядка отработки.

При обратном порядке отработки достижение проектного уровня добычи связано с начальным максимальным абсолютным объемом проведения вскрывающих и подготавливающих выработок, который в дальнейшем сокращается. Практически через 15-20 лет эксплуатации объем проведения и поддержания выработок становится примерно равным при обоих вариантах порядка отработки. Дальнейшая эксплуатация шахты приводит к возрастанию объема поддержания вскрывающих и подготавливающих выработок при прямом порядке отработки и к сокращению - при обратном.

Обратный порядок отработки шахтного поля предполагает проектирование начального положения горных работ в самом отдаленном по глубине и простиранию участке. Все вскрывающие и подготавливающие выработки находятся в нетронутом массиве.

Таким образом, проектируя шахту экономичной в наиболее сложном исходном положении при отработке самых отдаленных от центра запасов шахтного поля, можно сохранить ее экономичность и прогрессивность и впредь, так как состояние технологической схемы не ухудшается со временем. Очень важно подчеркнуть аспект технологической безопасности. Технологические схемы с обратным порядком отработки запасов шахтного поля отличаются большей степенью безопасности в отношении обрушения породы в горных выработках, взрывов метана и возникновения подземных пожаров. При обратном порядке значительно легче обеспечить такие конструктивные варианты схем вентиляции, при которых “вымывание” метана из выработанного пространства существенно снижается, а проникновение чистого потока воздуха (кислорода) в разрушенный массив угля (предохранительные целики, потери угля в выработанном пространстве и др.) исключается.

В условиях рыночных отношений, нестабильности цен на различные виды работ, материалов, энергии, в целом на различные виды ресурсов надежность результатов моделирования, выводов, вытекающих из полученных результатов, потеряла смысл. В этом плане совершенно неопределенной становится процедура учета фактора времени не только на десять лет и более, но и на один-два года. Отсутствует процедура согласования по величине ценности продукции, затрат, фондов, попутных ресурсов шахт в перспективе на несколько лет.

Удачным выходом из этой ситуации может стать моделирование объемов горных, строительных и монтажных работ на любой период строительства и эксплуатации шахт. Осуществить оценку вариантов технологических схем на конкретный момент времени несложно.

Определяющую роль при моделировании вариантов технологических схем следует отводить горным работам: проведению и поддержанию горных выработок, транспортированию грузов.

Таким образом, основными элементами математической модели выбора технологической схемы шахты (порядка отработки шахтных полей) выступают объемы горных работ по проведению и поддержанию горных выработок, а также на транспортирование грузов. Сопоставление вариантов технологических схем по этим основным элементам математической модели позволяет выделить наиболее технологичные варианты. Кроме того, появляется возможность производить обобщающую интегральную оценку по всем элементам горных работ. Математическая модель, включающая три важнейших и определяющих элемента выполняемых в шахте горных работ, гарантирует объективность выбора оптимального варианта технологической схемы шахты.

Исходные горно-геологические характеристики и параметры приняты для шахты им. 7 ноября филиала СУЭК в г. Ленинск-Кузнецке.

Значения интегральных показателей, полученных в результате реализации программного модуля на алгоритмическом языке Basic версии 6.0 в операционной среде Windows свидетельствуют о фактическом преимуществе технологической схемы отработки запасов шахтного поля обратным ходом: К_{инт.обр.} = 0,84, К_{инт.прям.} = 1,16, К_{инт.действ.} = 1.42.

Одним из способов существенного увеличения срока службы горизонтов является обязательная отработка на каждом из них бремсбергового и бесступенчатого уклонного полей длиной по падению до 2 км. В большинстве случаев это позволяет довести срок службы горизонта до 25 - 30 лет и обеспечить гораздо больший резерв времени для вскрытия и подготовки новых горизонтов.

Ниже рассмотрены предлагаемые для этих целей технические решения, реализуемые в настоящее время при строительстве новых и реконструкции действующих шахт, которые делятся на две группы.

В схемах первой группы вскрытие нового горизонта предусматривается путем проходки нового главного и углубки действующего главного ствола с последующим переоборудованием его во вспомогательный. При таком способе имеется возможность увеличения производственной мощности на новом горизонте, а также полного разделения работ по строительству нового и эксплуатации действующего горизонтов. При этом в случае переоборудования действующего главного ствола во вспомогательный допустима углубка действующего вспомогательного ствола, однако при этом возникает необходимость его одновременного использования для строительства нового и эксплуатации действующего горизонтов, а также вынужденной остановки вспомогательного ствола на определенный период для его переоснащения при переходе на новый горизонт.

В схемах второй группы новый горизонт вскрывается путем проходки нового вертикального вспомогательного ствола на существующей либо отнесенной промышленной площадках и проведения слепого наклонного конвейерного ствола между новым и действующим горизонтами, предназначенного для выдачи угля в загрузочное устройство действующего главного ствола.

На основе логического и структурного анализа различных критериев оптимальности, выявления их сильных и слабых сторон, а также учитывая то обстоятельство, что в поставленной задаче объемы добычи угля и эксплуатационные затраты по годам для одного и того же расчетного варианта сравнительно стабильны, в качестве критерия оптимальности при оптимизации основных параметров схем вскрытия шахтных полей принят чистый дисконтированный доход ЧДД (NPV), который учитывает приведение разновременных капитальных вложений к фиксированному промежутку времени, что обусловливает поэтапную оптимизацию с логической увязкой промежуточных решений.

Решение задачи в рассматриваемой постановке ввиду возникающих сложностей при большой размерности (числе варьируемых величин параметров) создает определенные трудности в ее реализации, поэтому организация работ в соответствии с логическим порядком (алгоритмом) осуществлялась с применением программного продукта стратегического планирования «Альт-Инвест», предназначенного для проведения оценки привлекательности инвестиционных проектов.

В результате реализации программного обеспечения с использованием электронной таблицы Excel (листы MAIN, SENSITIVITI) были получены численные значения ЧДД, что дало возможность оценить и проранжировать альтернативные варианты вскрытия шахтных полей в различных горно-геологических и горнотехнических условиях эксплуатации и установить допустимые области применения последних. Анализ результатов оптимизационных расчетов и комплексная оценка способов вскрытия шахтных полей позволили получить следующую обобщенную информацию:

- для способов вскрытия шахтных полей с делением на независимо проветриваемые блоки при газоносности угольных пластов 5м³/т наименее эффективной оказывается блоковая схема вскрытия, а ЧДД при фланговой схеме на 10-15% ниже, чем при центральной схеме проветривания; при газоносности 10м³/т более выгодной становится фланговая схема проветривания, ЧДД при которой на 15-17% больше, чем при центральной, и на 8-10% больше, чем при блоковой. Проведенные оптимизационные расчеты дают основания считать, что при газоносности 20м³/т и более для всех сочетаний числа разрабатываемых пластов и глубины разработки наиболее эффективной является блоковая схема вскрытия, а наименее эффективной - центральная, фланговая схема занимает промежуточное положение;

- при ограниченных размерах шахтного поля ( размер по простиранию не более 4-6км) следует ориентироваться на центральную схему проветривания, ЧДД в этом случае на 10-15% выше, чем при фланговой схеме. Фланговое расположение вентиляционных стволов целесообразно применять при газообильности шахт не более 10-15м³/т и размерах шахтного поля по простиранию, не превышающих 8 км. ЧДД при этой схеме на 15-17% выше, чем при центральной схеме и на 8-10% выше, чем при блоковой схеме вскрытия шахтного поля. При газообильности 15-20м³/т и более в случае необходимости обеспечения значительной производственной мощности ( более 1500 тыс.т/год) и размерах шахтного поля по простиранию 8-12 км следует ориентироваться только на блоковое вскрытие шахтных полей, где ЧДД на 12-17% выше в сравнении с вариантами без деления на блоки;

- для шахт индивидуального типа, учитывая весь диапазон изменения исходных данных наиболее прогрессивными, надежными и экономичными являются схемы вскрытия шахтных полей, основанных на применении центрально-сдвоенных стволов с проходкой их до отметки 1-го горизонта в период строительства шахты и углубляемых по мере развития горных работ до отметки следующего капитального горизонта, отнесенными вентиляционными (воздухоподающими) стволами и погоризонтными квершлагами с отработкой на каждом горизонте бремсбергового и уклонного бесступенчатого полей и с проходкой центрально-сдвоенных стволов сразу до конечной отметки ведения горных работ.

В результате завершения исследований получена конкретная процедура оптимизации параметров технологических схем в области вскрытия и выбора порядка отработки шахтных полей.

Не теряют в последнее время, а наоборот приобретают все большую актуальность вопросы и задачи рационального использования всех имеющихся внутренних резервов горно-геологических и технологических ресурсов, поддержания соответствующего уровня эффективности и экономичности работы шахт.

При этом одним из важных резервов повышения эффективности отработки угольных пластов и вторым по значимости следует считать более полное извлечение запасов за счет последующей выемки предохранительных и охранных целиков.

Анализ структуры потерь на шахтах свидетельствует о том, что в предохранительных целиках только около горных выработок остается до 10-15% всех запасов.

На шахтах с легкостью оставляют весьма значительные по размерам барьерные (между соседними частями шахтного поля) и предохранительные (около горизонтальных и наклонных выработок) целики, ничего не предпринимая для облегчения их последующей (через 5-10 лет) выемки.

Между тем эти запасы вскрыты, подготовлены, законсервированы в работающей шахте. Не нужно осваивать районы, подводить энергию, строить дороги и многое другое, что сопутствует вовлечению месторождений в отработку, и на что расходуют огромные денежные, материальные и трудовые ресурсы и, конечно, время.

Очень часто экономическая невыгодность более полного извлечения угольных запасов на действующих шахтах проистекает или от неверных расчетов получаемого эффекта, или из-за трудностей отработки когда-то оставленных целиков ввиду того, что не были предусмотрены элементарные технологические условия для их последующего извлечения.

Анализ показал, что исходя из сложившейся ситуации на рынке энергоносителей, когда уголь является замыкающим после нефти и газа, проверка эффективности отработки целиков становится рациональной, благодаря критерию оптимальности, предусматривающему сопоставление затрат на выемку целиков на конкретной шахте с суммарными (замыкающими) затратами в данном регионе на добычу угля данной марки, данного качества, поставляемого конкретным потребителям и др.

Дело в том, что замыкающие затраты по бассейну (региону) устанавливаются из условий рентабельности шахт, из соответствия стоимости их продукции оптовой цене,поэтому установленные по критерию замыкающих затрат оптимальные параметры целиков для последующей их отработки обладают значительным резервом выгодности, экономической надежности.

В каждом конкретном случае проверку эффективности отработки целиков следует проводить с использованием в качестве базовой следующей формулы:

Э = Z (С + S (А - А) Ц - С + С_а+ С - Д C- Д С), тыс. руб., (17)

где Э - эффект, получаемый вследствие извлечения предохранительного или охранного целика, руб.;

Z - объем извлекаемых из целика запасов, т;

С -замыкающие затраты по бассейну (региону), руб.;

А -средняя зольность угля, принятая при установлении замыкающих затрат по бассейну (региону), %;

S -коэффициент снижения (повышения) тарифа оптовой цены угля в регионе с повышением (снижением) зольности;

А -средняя зольность угля, добываемого на данной шахте, %;

Ц -оптовая цена 1 т угля на данной шахте, руб/т;

С -себестоимость добычи 1 т угля по шахте, руб/т;

С -капитальные затраты, приходящиеся на 1 т промышленных запасов (принимают на уровне потонной ставки амортизации основных фондов шахты), руб/т;

С -затраты на проведение дополнительных подготовительных и нарезных выработок, отнесенные к 1 т добычи угля из целика, руб/т;

ДC - разница в себестоимости 1 т угля при выемке в очистных забоях шахтных промышленных запасов и запасов из целика, руб/т;

С - разница в стоимости поддержания горной выработки, охраняемой целиками меньшей и большей ширины, руб/м.

Положительное значение эффекта говорит о выгодности оставления целика увеличенных размеров и его последующей отработки.

Существует реальная возможность не только повысить на 5 - 7 % полноту выемки запасов на шахтах, но и получить при этом значительный экономический эффект.

Оставление предохранительных и охранных целиков больших размеров, нежели требуется по геомеханическим соображениям, является превентивной мерой, позволяющей отрабатывать запасы забоями с оптимальной или близкой к оптимальной длиной лавы, оснащаемой производительными комплексами.

Постановка задачи возможна в двух вариантах.

Детерминированная (однозначная) постановка используется в том случае, когда возникает необходимость определения экономичности извлечения целика в некоторых однозначно известных условиях конкретной шахты. Вероятностная (или многовариантная) постановка используется в том случае, когда определяется область значений параметров целиков и стоимостных характеристик, которая соответствует области оптимальных значений целевой функции. Такая постановка позволяет выполнять всесторонний анализ влияния тех или иных параметров целиков и технологии на оптимальность отработки запасов угля в целиках.

С учетом силы влияния соответствующих факторов на целевую функцию эффективности извлечения угольных запасов из целиков формируется многофакторная зависимость (модель).

Расчеты произведены на ЭВМ с использованием прикладной программы имитационного моделирования и корреляционно-регрессионного анализа. В результате реализации программного модуля получено многофакторное уравнение регрессии

Э = О.28 т + 1.О61 l + 48.23 L + 95.62 А + 0.31 у - 455.76. (18)

Коэффициент корреляции RR = 0.865, коэффициент детерминации r = 0.748.

Анализ полученных результатов позволяет утверждать, что в среднем 75% сформированных вариаций связаны с вариациями отобранных горно-геологических и технологических исходных данных.

Перечень факторов в аналитической модели определяется силой влияния каждого из них на целевую функцию. Для оценки точного влияния каждого из факторов - аргументов применен метод парной корреляции.

На основании данных корреляционно-регрессионного анализа построена гистограмма, отображающая влияние каждого из факторов на величину экономического эффекта при выемке запасов из целиков, которое распределилось следующим образом:

1. Вынимаемая мощность пласта, m - 22%.

2. Ширина целика, l_ц - 20%.

3. Длина целика, L_ц - 17%.

4. Зольность по шахте, А_ш - 15%.

5. Плотность угля, у- 10%.

6. Прочие факторы - 16%.

Производственная и экономическая оценка отработки целиков разных групп позволяет разделить целики на группы экономически выгодных, перспективных и неэкономичных при применении той или иной технологии их выемки.

Выбор технических средств для извлечения угольных запасов из целиков производился методом экономико-математического моделирования. В результате реализации экономико-математической модели были определены экономически целесообразные технические средства выемки запасов.

По результатам моделирования были построены номограммы, позволяющие определить экономически целесообразные параметры вынимаемого целика соответствующими средствами выемки и установить их экономическую эффективность.

Проведенные расчеты выявили следующие основные аспекты:

- оставление предохранительных целиков больших размеров, чем необходимо по геомеханическим требованиям, предопределяет техническую и экономическую целесообразность их последующей выемки. Целики, оставляемые между основными наклонными выработками, сохранившими свое сечение, как правило, выгодно отрабатывать даже при обычных размерах, если себестоимость добычи на шахте ниже региональных замыкающих затрат. При увеличении же их размеров до 100 - 200 м эта выгодность становится особенно значительной;

- отработка целиков, примыкающих к выработанному пространству и имеющих малые (соответствующие геомеханическим требованиям) размеры, как правило, не сопровождается экономическим эффектом, а наоборот связана с ущербом. Увеличение их размеров до 60 - 100 м приводит при последующей выемке к региональному экономическому эффекту, и отработка всего комплекса целиков у наклонных выработок становится оправданной;

- особенно важно то обстоятельство, что увеличение размеров целиков дает возможность отрабатывать их забоями с оптимальной или близкой к оптимальной длиной лавы, оснащаемой современными очистными комплексами, что в свою очередь приводит к выравниванию себестоимостей угля из очистных забоев целиков и из обычных очистных забоев.

Наиболее характерные технологические схемы выемки целиков, применение которых целесообразно на пластах мощностью от 0,7 до 2,5 (3) м с углами падения до 18°, установлены в результате обобщения производственного опыта и аналитической оценки:

1. Отработку предохранительных целиков, расположенных между существующими наклонными выработками, между выработкой и выработанным пространством, осуществляют бурошнековыми установками, располагаемыми в существующих наклонных выработках. Отработку запасов угля в целиках осуществляют по восстанию (падению) пласта с бурением скважин по простиранию. Угол падения пласта может составлять 0 - 10°. Этот вариант требует проведения дополнительной выемочной выработки в тех случаях, когда ширина целиков превышает технически допустимую (60 м) или оптимальную длину буримой скважины.

2. Отработку предохранительных целиков, расположенных между существующими наклонными выработками, между выработкой и выработанным пространством, осуществляют комбайном с механизированной или индивидуальной крепью. При подготовке к отработке целиков между наклонной выработкой и выработанным пространством необходимо кроме разрезной печи для монтажа очистного оборудования проводить дополнительную вентиляционную выработку. Отработку целиков осуществляют по падению (восстанию) пласта длинными столбами. Допустимый угол падения пласта от 0 до 15°.

3. Отработку целиков, расположенных между выработанным пространством и существующей горизонтальной (капитальной) выработкой, осуществляют бурошнековыми установками из этой выработки. Разработку запасов угля в целиках осуществляют столбами по простиранию пласта с бурением скважин по падению (восстанию). Технологическая схема выемки предполагает проведение дополнительной вентиляционной выработки. Угол падения пласта 0 - 15°. В тех случаях, когда ширина целика превышает технически возможную длину скважины не менее чем в 1,5 раза, проводят дополнительную выемочную выработку, из которой бурят скважины.

4. Отработку предохранительных целиков, расположенных между выработанным пространством и горизонтальной (капитальной) горной выработкой, осуществляют комбайном с механизированной или индивидуальной крепью. Для отработки целика необходимо проведение дополнительной вентиляционной выработки и разрезной печи. Отработку запасов целиков осуществляют по простиранию пласта с возможным переходом старых выработок, которые закрепляют усиленной крепью или засыпают углем. Эта схема допускает угол падения пласта 0-18°.

5. Просчитаны и проанализированы варианты технологии выемки целиков различной длины, ширины, объема запасов при различных технических средствах (бурошнековые установки, механизированные комплексы, комбайны с индивидуальной крепью) на пологих пластах, мощных, средней мощности и тонких, при проведении дополнительных выемочных выработок и при полном оконтуривании запасов ранее проведенными выработками. Расчеты подтвердили экономическую выгодность выемки целиков бурошнековыми установками на тонких пластах для 90% запасов, если при этом не требуется проводить дополнительные выемочные выработки. В условиях, когда нельзя обойтись без дополнительных выемочных выработок, сохраняется выгодность отработки 50% запасов в предохранительных и охранных целиках. Этот вывод касается целиков шириной более 40 м и длиной более 300 м.

Технология извлечения целиков комбайнами технически приемлема для пластов тонких и средней мощности.

6. Область экономически выгодных вариантов лежит в пределах 40 - 60 м и более по ширине, 300 - 400 м и более по длине. Практически 60% оставленных предохранительных и охранных целиков на действующих шахтах экономически выгодно извлекать с применением комбайнов. Важно отметить, что из результатов расчетов следует рекомендация оставлять предохранительные целики не с минимально необходимой, а с оптимальной шириной, которая соответствует длине лавы, оборудованной используемыми на шахте средствами механизации, в частности, для тонких и средней мощности пластов равной 80 - 200 м. Целики указанной ширины в большей мере обеспечивают надежность охраны горных выработок и последующую экономичность извлечения из них угля с применением традиционного очистного оборудования.

Россия располагает достаточным объемом подземного технологического пространства, находящегося в разнообразных геологических условиях и характеризующихся многообразием физико-механических пространственных свойств. Проведенная инвентаризация технологического подземного пространства шахт и рудников показала, что широкая гамма существующих видов производственных отходов (шлаки, зола, порода, остатки от переработки бытовых и строительных отходов и пр.) могут быть надежно размещены под землей без осуществления специальной подготовки вмещающего массива.

Основные комплексы решений по использованию технологического подземного пространства и размещению в нем промышленно-хозяйственных отходов фокусируются вокруг следующих основных направлений:

1. Оставление (размещение) шахтной породы в подземном пространстве (не выдавая на поверхность).

2. Размещение породы, поступающей от обогащения угля и руд («хвосты»), в подземном пространстве.

3. Размещение шахтной породы, отвалов и террикоников в выработанном пространстве шахт и рудников.

4. Размещение отходов ТЭЦ (котельни), металлургических и коксохимических заводов, жилищно-строительных и железобетонных комбинатов в подземном технологическом пространстве.

5. Размещение промышленно-бытовых отходов городов и рабочих поселков в подземном технологическом пространстве.

6. Складирование и захоронение химически вредных продуктов, отходов промышленности в подземном специально подготовленном технологическом пространстве.

7. Складирование и захоронение биологически вредных отходов промышленности в специально подготовленном технологическом пространстве.

8. Складирование и захоронение радиоактивных отходов промышленности в специально подготовленном технологическом пространстве.

9. Складирование отходов в целях последующего использования и переработки в будущем.

Каждое из перечисленных основных направлений использования подземного технологического пространства характеризуется своим комплексом научных и инженерных задач, имеющих или не имеющих удовлетворительного решения.

Освоенные в научном и промышленном плане способы воздействия на массив пород, окружающих горные выработки (инъекция твердеющих и вяжущих смесей), делают возможным размещать в подземном технологическом пространстве отходы различной степени вредности.

Проработаны эффективные технологии пространственного рассеивания вредности отходов по глубине и площади подземного пространства. Предложенные решения значительно снижают, а в отдельных случаях полностью исключают риск вредного влияния захороненных отходов на окружающую среду.

В зависимости от вида отходов реализуются следующие технологические схемы:

- сортирование, измельчение, механическое транспортирование и размещение в горных выработках без специальной подготовки пространства;

- сортирование, переработка, механическое транспортирование и захоронение отходов в горных выработках шахт;

- сортирование, сжигание, измельчение остатков, шихтование, гидротранспорт в выработанное пространство очистных забоев пастообразной массы отходов;

- шихтование, приготовление и гидротранспорт пастообразной массы из мелкофракционных отходов в выработанное пространство шахт.

В зависимости от степени вредности отходов должна предусматриваться соответствующая технология специальной подготовки вмещающего (горные выработки) массива, которая исключает возможное вредное воздействие отходов на человека и окружающую среду.

Заключение

Диссертация является научно-квалификационной работой, в которой на основании выполненных автором исследований изложены научно обоснованные технологические решения по повышению уровней прогрессивности и экономичности ведения подземных горных работ на базе реализации стратегических направлений поэтапного развития технологических систем угольных шахт и шахтного фонда, имеющих важное значение для теории и практики проектирования горнодобывающих предприятий.

Основные научные и практические результаты работы, полученные лично автором, заключаются в следующем:

1. В результате анализа теоретических предпосылок, причинно-следственных связей, практики структурной и технологической перестройки технологических систем действующих угольных шахт установлено, что среди основных факторов, предопределивших начало процесса реформирования угольной отрасли, особое место в теоретическом плане отводится игнорированию поэтапности обновления и развития шахтного фонда, поэтапного подхода к проектированию параметров шахт, поэтапного инвестирования и развития горных работ, технического перевооружения и модернизации.

2. В ходе исследований установлено, что одним из решающих принципов проведения реформирования технологических систем явился необоснованный подход к закрытию шахт в силу отсутствия общеметодологических основ, нормативной базы и проверенных типовых решений, позволяющих количественно обосновать процедуру их закрытия, что подтверждается примерами реанимации и возвращения в действующий шахтный фонд ряда шахт, закрытых во время реструктуризации.

3. Показано, что теоретической основой принятия стратегических решений по повышению уровней прогрессивности и экономичности ведения подземных горных работ должны служить методы квалиметрической интегральной оценки, позволяющие объективно ранжировать шахты по технологичности условий разработки, эффективности результатов работы, техническому уровню схем вскрытия и подготовки, основных технологических подсистем, уровню научно-технического прогресса и экологического состояния с последующим группированием их по стратегическим направлениям поэтапного развития технологических систем.

4. На базе методов квалиметрии и теории принятия сложных решений разработаны концепция, механизм и принципы интегральной оценки технологических систем угольных шахт и шахтного фонда, обоснованы комплексы точных показателей-критериев оценки природных, технологических, социальных условий работы шахт, технологического и экономического ресурсного потенциалов, технического уровня схем вскрытия и подготовки, основных технологических подсистем, научно-технического прогресса и экологического состояния, обеспечивающие соответствующую надежность, объективность и достоверность.

5. Осуществлена интегральная оценка шахтного фонда угольных компаний России, результаты которой позволили разработать основные стратегические направления их форм развития (поддержание мощности на достигнутом уровне, техническое перевооружение и модернизация, реконструкция, закрытие и консервация) и сгруппировать шахты по целевой направленности стратегии.

6. В условиях перманентного выбывания убыточных шахт необходимо восполнять потерю добычи соответствующим нагружением перспективных, причем пределы такого нагружения зависят от большого количества горно-геологических, технологических и экономических факторов, учет которых обеспечивается путем применения разработанного современного метода расчета мощности шахты и процедуры принятия рациональных решений в условиях риска.. Оригинальность и достоинство предложенной аналитической модели для решения поставленной программой исследований задачи состоит в том, что она адекватно отражает влияние основных горно-геологических условий и технического оснащения очистных забоев шахт с известной долей неопределенности и неоднозначности исходных данных.

7. Разработан комплекс научно-обоснованных прогрессивных структурно-технологических решений по повышению эффективности функционирования технологических систем угольных шахт в конкурентной среде. В качестве эффективных резервов повышения конкурентоспособности и инвестиционной привлекательности действующих шахт обоснованы технологические схемы отработки запасов шахтных полей обратным ходом, технологические решения в области вскрытия новых горизонтов, обеспечивающих увеличение сроков службы и сокращение сроков их строительства, технологические схемы оставления и последующего извлечения охранных и предохранительных целиков, технологические схемы использования подземного пространства шахт для размещения отходов производства и устранения экологически негативных последствий.

8. Сформулирована и разработана стратегическая концепция развития шахтного фонда угольных компаний России, основанная на стремлении повышения доли угля в ТЭ балансе, соответствующего финансирования, а также использованию решений по повышению конкурентоспособности добычи и потребления угля. Доказано, что современное структурное, ресурсное, технологическое и экономическое состояние технологических систем угольных шахт и шахтного фонда требует необходимости поиска и использования нетрадиционных структурно-технологических решений для повышения конкурентоспособности и инвестиционной привлекательности в условиях рыночной экономики.

Основные положения и результаты диссертационных исследований отражены в следующих опубликованных работах

1. Агафонов В.В., Малкин А.С., Есенков И.С. Фундаментальные причины реструктуризации шахтного фонда. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2002. - №10. - С. 139-140.

2. Агафонов В.В., Малкин А.С., Саламатин А.Г. Оценка стратегии глобального развития промышленных регионов Сибири в интересах энергетических и технологических потребностей государства. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2002. - №10. - С.141.

3. Агафонов В.В. Фундаментальные аспекты создания информационной системы непрерывного обновления шахтного фонда. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2004. - №4. - С.186-187.

4.Агафонов В.В., Малкин А.С. Оценка социально-экономических последствий реструктуризации шахтного фонда и анализ процессов ее обоснования. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2004. - №3. - С.110-112.

5.. Агафонов В.В., Абрамов В.А., Шавров П.В. Выбор стратегических направлений обновления шахтного фонда. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2006. - №4. - С.200-208.

6. Агафонов В.В., Лопушанская О.Я., Сошников С.Д. Анализ процессов обоснования реструктуризации шахтного фонда. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2006. - №5. - С. 204-208.

7. Агафонов В.В. Оптимизация технологических решений в области вскрытия шахтных полей при новом строительстве.- Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2006. - №10. - С.206-215.

8. Агафонов В.В. Интегральное обоснование и оценка постоянных кондиций угольных запасов. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2007. - №8. - С. 160-164.

9. Агафонов В.В., Малкин А.С. Обоснование процедуры выбора основных стратегических направлений развития шахтного фонда России. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2007. - №9. - С. 250-255.

10. Агафонов В.В., Абрамов В.А., Антонов М.А. Интегральное обоснование выбора порядка отработки шахтных полей. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2008. - №8. - С.212-215.

11. Агафонов В.В., Тихонов А.В. Классификация технических решений и технических средств для извлечения запасов из угольных целиков. - Горный информационно-аналитический бюллетень. -2008.- №11. - С.176-179.

12. Агафонов В.В. Структура задач интегральной оценки технологии действующих шахт - М.: - Деп. в ЦНИЭИуголь 03.11. 1987. №4318. - 8с.

13. Агафонов В.В. Выделение однородных групп шахт при интегральной оценке технологии. - В сб.: «Вскрытие и отработка шахтного поля блок-стволами, обеспечивающими снижение объемов горных работ». - М.: МГИ, 1987. - С.45.

14. Агафонов В.В., Станис Е.В. Оценка технического уровня вскрытия и подготовки шахт п.о. Свердловантрацит. - В сб.: «Технология подготовки шахтных полей с добычей угля и метана». - М.: МГИ, 1987. - С.34.

15. Агафонов В.В., Астров Г.К., Худяков А.Н., Малкин А.С., Станис Е.В., Грунь В.Д. Состояние и перспективы развития шахтного фонда п/о «Ровенькиантрацит». Обзор по информационному обеспечению отраслевых научно-технических программ. - М.: ЦНИЭИуголь, 1987. - вып.24 - 25с.

16. Агафонов В.В., Малкин А.С., Тучков Е.Н., Качур И.А. Основные направления анализа шахтного фонда и коренные проблемы его развития. - М.: МГИ, 1988. - 86с.

17. Агафонов В.В., Станис Е.В. Определение горно-геологических характеристик, требующих высокой надежности оценки при развитии шахт. - В сб.: «Нетрадиционные технологии разработки угольных месторождений». - М.: МГИ, 1988. - С.32.

18. Агафонов В.В., Устинов М.И., Загородний А.А., Федоров В.П. Применение полевых выработок при вскрытии и подготовке шахтных полей.

- М.: ВНТИЦ, 1988 - 59с.

19. Агафонов В.В. Выбор целевой функции интегральных функционалов при оценке технологии действующих шахт. - М.: Деп. в ЦНИЭИуголь 05.04.1988. - №4497-уп. - 9 с.

20. Агафонов В.В., Малкин А.С. Принципиальные направления и перспективы развития угольной промышленности. - Материалы общероссийской инженерно-технологической конференции « Резервы ускорения экономического роста и удвоения ВВП России». - М.: 2006. - С.152- 153.

21. Агафонов В.В., Сошников С.Д. Обоснование и выбор технических решений в области извлечения угольных запасов из целиков в динамической постановке. - В сб. научных трудов факультета РПМ «Горное дело, промышленная безопасность и экология». - М.: МГГУ, 2006 - С.45-48.

22. A.S. MALKIN, V.V. AGAFONOV. Principal Quidelinesand prospects of Development in coal industries. - Proceedings of all-Russian Technological Engineering Conference Reserves accelerating economic growth and doubling Gross domestic product. - М.: 2006. - С.152.

Размещено на Allbest.ru