Технология подземной разработки пластовых месторождений

Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство образования и науки Украины

Донбасский горно-металлургический институт

Кафедра РМПИ

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту

по курсу "Технология подземной разработки пластовых месторождений"

Выполнил:

ст. гр. ГИ-99з

Минченко С.Г.

Проверил:

Фрумкин Р.А.

Алчевск 2004

СОДЕРЖАНИЕ

Реферат

Введение

1. Основные сведения о разрабатываемом пласте и прогноз инженерно-геологических условий его отработки

1.1 Сведения о разрабатываемом пласте

1.2 Прогноз инженерно-геологических условий отработки

2. Обоснование параметров технологии и средств комплексной механизации очистных работ

3. Выбор способа подготовки и обоснование ее параметров

4. Выбор рациональной системы разработки

5. Взаимное положение очистных и подготовительных работ

Заключение

Перечень ссылок

РЕФЕРАТ

Курсовой проект по курсу "Технология подземной разработки пластовых месторождений".

Пояснительная записка содержит: стр. 31, табл. 6 , рис. 10.

Объект проектирования сеть горных выработок шахтапласта

Графическая часть 1 лист.

В проекте представлены основные сведения о разрабатываемом пласте l₆. Выполнен прогноз горно-геологических условий его отработки на ПК с помощью пакета программ "Прогноз".

Выбраны средства комплексной механизации очистных работ.

Обоснованы параметры технологии очистной выемки.

Выбран и обоснован с помощью критериев способ подготовки шахтного поля. Обоснованы параметры способа подготовки.

Методом сравнения вариантов выбраны рациональная система разработки пласта l₆

СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ, СПОСОБПОДГОТОВКИ, ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ, КОМПЛЕКСНАЯ МЕХАНИЗАЦИЯ.

ВВЕДЕНИЕ

В настоящее время угольная промышленность Украины находится в глубоком кризисе. За последние двадцать лет добыча угля снизилась в 3 раза, а в 1995 году составила 80 млн. тонн. Около 20 млн. тонн угля Украина вынуждена закупать в Польше и России. В 1996 году производительность труда рабочих по добыче была в два раза ниже, чем в России; в три раза ниже, чем в Польше; в 15 раз ниже, чем в Англии; в 40 раз ниже, чем в США. Наряду с общеэкономическими признаками и причинами на положение дел в угольной промышленности оказали негативное влияние отраслевых факторов. Добыча угля ведется на более глубоких горизонтах в сложных горно-геологических условиях, износ основных фондов на большинстве шахт достигает 80%, очень высокая доля ручного труда. На отдельных шахтах добывается до 100 тонн угля в сутки. Этого угля не хватает даже на выработку электроэнергии, которую потребляет шахта в процессе его добычи.

Все это говорит о необходимости перевооружения шахт, повышения уровня автоматизации и механизации производства.

В курсовом проекте решается задача по конкретной технологии подземной разработки угольных месторождений, углублению и обобщению знаний полученных за время обучения, являющиеся малой составной частью работы по решению оптимальных проблем предприятия угольной промышленности.

1. Основные сведения о разрабатываемом пласте и прогноз инженерно-геологических условий его отработки

1.1 Сведения о разрабатываемом пласте

Шахта Должанская-Капитальная разрабатывает пласт l₆ мощностью 1,3 м., которая колеблется в пределах ±10%. Угол падения составляет 9°. Марка угля - А (антрацит). Газообильность - 0 м³/т.с.д. Крепость угля составляет ?=2 по шкале профессора М.М. Протодьяконова. Плотность - 1,67 т/м³, Сопротивляемость угля резанию - 250 кН/м.

Пласт не опасен по внезапным выбросам угля и газа, горным ударам. Уголь пласта опасен по самовозгоранию угля. Геологические нарушения отсутствуют.

Основные сведения о разрабатываемом пласте представлены в таблице 1 (листинг №1)

1.2 Прогноз инженерно-геологических условий отработки

Устойчивость и обрушаемость различных слоев кровли и почвы, склонность её к сползанию и пучению оценивается при помощи ЭВМ и программного модуля "Прогноз" разработанного на кафедре "Разработка пластовых месторождений полезных ископаемых" [1].

В результате расчетов на листинге 2 представлена следующая оценка: по обрушаемости кровля относится к категории труднообрушаемой, по устойчивости пород нижних слоев кровля относится к категории среднеустойчивой, почва является устойчивой, непучащей. Ложная кровля не образуется.

Суточная добыча составит 1805 т/сут, добыча за цикл составит 253,8 т., количество циклов - 2,4, месячная добыча составит 45125 т., годовая добыча - 541500 т/год.

Подвигание лавы за цикл составит - 0,8 м., суточное подвигание лавы составит 4,4 м., месячное подвигание лавы - 109,4 м., годовое подвигание очистного забоя - 1312,8 м.

2. Обоснование параметров технологии и средств комплексной механизации очистных работ

пласт геологический механизация очистной

Выбор средств комплексной механизации очистных работ и обоснование их параметров осуществляется на базе прогнозной геологической информации, приведенной в предыдущем разделе. Согласно исходным данным никаких противопоказаний к применению механизированных комплексов нет.

Мощность пласта m>0.7 м. (m=1,3 - исх. данное 3), угол падения пласта составляет 9°, что позволяет использовать существующие механизированные комплексы с подвиганием очистных забоев по восстанию - падению пласта. На основании расчета удельной протяженности выработок технологической схемы, мною ранее принято решение о погоризонтной подготовки шахтопласта, поэтому направление отработки - по линии падения-восстания.

Средства комплексной механизации выбираем путем сравнивания заданных условий с областью применения механизированных комплексов нового технического уровня [3].

На основании анализа областей применения мехкомплексов /1/, принимаем к рассмотрению следующие варианты:

- комплекс 1КМД90 с комбайном КА-80

- комплекс 1КМ103 с комбайном К-103М

Результаты сравнения сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1 - Результаты сравнения заданных условий с областью применения механизированных комплексов

№ п/п	Наименование показателей	Ед. изм.	Комплексы	Заданные условия
			1КМ103М	2МКД90
1	Система разработки		столбовая
2	Вынимаемая мощность пласта	м	0,71-0,95**	1,15-1.6	1,3
3	Угол падения пласта при подвигании лавы по падению или восстанию	град	0-10	0-10	9
4	Кровля пласта: Нижние слои - Верхние слои -		ниже средней устойчивости кроме труднообрушаемой	неустойчивая средней обрушаемости	средней устойчивости средней обрушаемости
5	Давление на почву пласта	МПа	< 3.5	< 2,0	-
6	Длина в поставке	м	170	200	-
7	Ширина захвата	м	0.8	0,8	-

На основании информации из таблицы 2.1 приходим к выводу, что в заданных условиях целесообразно применить 1МКД90, исходя из этого в дальнейших, расчетах принимаем длину лавы по длине комплекса в поставке 200м.

* - уточнить с помощью ЭВМ по программе "Прогноз"

** - не подходит по мощности пласта, из дальнейших расчетов исключаем.

2.2 Выбор технологической схемы добычного участка

В состав комплекса 2МКД90 входят: узкозахватный комбайн типа КА-80, механизированная крепь 1КД90, с крепью сопряжения КСД90, передвижной скребковый конвейер типа СПЦ 162-10,система кабелеукладки - с принудительной вытяжкой петли траковой цепи КЦН, комплекс управления и диагностики типа КДА2, оборудование системы орошения. Телескопический ленточный конвейер 1ЛБ100У с перегружателем типа ПТК-3У, передвижная компрессорная станция типа ЗИФ-ШВ-5М электрооборудование.

Выемка угля в очистном забое производится непосредственно узкозахватным комбайном типа 1К103М. Вдоль очистного забоя отбитый уголь транспортируется передвижным скребковым конвейером типа СПЦ-162-10 на конвейерный бремсберг. Конвейер в очистном забое передвигается гидродомкратами, предусмотренными и вмонтированными в механизированную крепь 1КД90. По конвейерному бремсбергу уголь транспортируется через перегружатель ПТК-3У по ленточному конвейеру. Вспомогательные материалы и оборудование доставляются к очистному забою по рельсовому пути расположенному в конвейерном бремсберге, в вагонетках типа УВГ-1,6. ширина колеи 600мм. В данной технологической схеме предусматривается безнишевая выемка угля с выносом приводных головок забойного конвейера в подготовительные выработки. Сопряжение очистного забоя и подготовительных выработок крепится специальной крепью сопряжения КСД90.

Для комплексно-механизированных забоев важно определить нагрузку на лаву. В заданных горно-геологических условиях, нагрузка на очистной забой должна быть максимально возможной. Расчет по определению нагрузки на очистной забой выполняется на ЭВМ с использованием программных модулей, разработанных на кафедре РМПИ, который представлен на листинге 2. Нагрузку на очистной забой необходимо проверить по сопротивляемости угля резанию, и по организационному фактору, так как шахта негазовая, то проверка по газовому фактору не производится.

Определение нагрузки на очистной забой по сопротивляемости угля резанию.

Удельная энергоемкость резания угля комбайном с вынесенной системой подачи:

кВт·час/т (2.1)

где W_В - удельная энергоемкость резания угля при скорости подачи V_П для средних условий резания (исполнительный орган барабанный).



VП, м/мин.	2	3	4	5	6
WВ, кВт·час/т	0,55	0,48	0,45	0,43	0,40

А_Р - сопротивляемость угля резанию, кН/м (А_Р=250 - исх. данное 7);

А - эталонная сопротивляемость угля резанию, кН/м (А=200).

W_П = 0,55 · 1,25=0,69 кВт·час/т;

W_П = 0,48 · 1,25=0,6 кВт·час/т;

W_П = 0,45 · 1,25=0,56 кВт·час/т;

W_П = 0,43 · 1,25=0,54 кВт·час/т;

W_П = 0,40 · 1,25=0,5 кВт·час/т;

По полученным значениям строим график зависимости удельных энергозатрат на выемку угля от скорости подачи.

Рисунок 2.1 - График зависимости удельных энергозатрат на выемку угля от скорости подачи

Скорость подвигания очистного забоя определяем на основании принятой проектной нормативной нагрузке [листинг 2] на очистной забой по формуле:

, м/сут (2.2)

где А - нагрузка на очистной забой, т/сут (А=1805);

m - мощность пласта, м. (m=1,3);

l - длина лавы, м. (l=200 м.);

г - плотность угля, т/м³ (г=1,67);

с - коэффициент извлечения угля (с=0,97).

, м/сут

Комбайн КА-80 с барабанным исполнительным органом укомплектован двигателем ЭКВ 3,5-132У5. Мощность двигателя 132 кВт, количество двигателей - 1 [9].

Электродвигатель с воздушным охлаждением. Устойчивая мощность двигателя установленного на комбайн:

Р_уст=0,8·Р_г, кВт; (2.3)

где Р_г - часовая мощность комбайна, кВт (Р_г=132 - из технической характеристики [9])

Р_уст=0,8·132?106 кВт;

Эффективная мощность двигателя:

Р_эф=k₁·k₂·Р_уст , кВт; (2.4)

где k₁ - коэффициент учитывающий часть мощности двигателя которая может быть реализована на полную работу (k₁=1, потому что привод однодвигательный [9]); k₂ - коэффициент учитывающий качество управления (k₂=0,9, потому что управление ручное [9]);

Р_эф=1·0,9·106=96, кВт;

Необходимая мощность двигателя комбайна при следующих скоростях подачи:

Р_дв=60·V_п·С·m·W_п, кВт; (2.5)

V_п=2 м/мин; Р_дв=73,92 кВт;

V_п=3 м/мин; Р_дв=96,62 кВт;

V_п=4 м/мин; Р_дв=120,38 кВт;

V_п=5 м/мин; Р_дв=142,56 кВт;

Рисунок 3.2 - схема к определению реальной скорости подачи.

Реальная скорость подачи для данных условий - 3 м/мин.

Теоретическая производительность комбайна с учетом фактора сопротивляемость угля резанию:

Q_теор=V_п · m · r · г, т/мин; (2.6)

где Vп - реальная скорость подачи комбайна, м/мин (Vп=3 - рисунок 3.2); m - мощность пласта, м. (m=1,3); r - ширина захвата комбайна, м. (r =0,8 м.); г - плотность угля, т/м3 (г=1,67);

Q_теор=3 · 1,3 · 0,8 · 1,67 = 5,2 т/мин;

Суточная нагрузка на очистной забой с механизированным комплексом 1МКД-90:

, т/сут; (2.7)

где nсм - количество рабочих смен (nсм=3);

Тсм - продолжительность смены, мин. (Тсм=360);

k2 - коэффициент готовности комбайна (k2=0,48 - [6]);

, т/сут;

Определим нагрузку по организационному фактору:

(2.8)

где n - число смен по добыче угля в сутки;

Т - длительность смены, мин;

T_п.з. - время на подготовительно-заключительные операции в смену, мин;

Т_п - суммарное время учитываемых технологических перерывов и организационно-технических простоев в смену, мин;

Т_о - время на отдых, мин;

k_н - коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта на выемочном штреке;

L - длина лавы, м;

r - ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, м;

m - вынимаемая мощность пласта, м;

г - средняя плотность угля, т/м³;

c - коэффициент извлечения угля в лаве;

L_м - длина машинной части лавы;

V_п - рабочая скорость подачи комбайна, м/мин;

V_м - маневровая скорость подачи комбайна при зачистке лавы и работе его по односторонней схеме, м/мин;

t_в - время на вспомогательные операции отнесенные к 1 м длины машинной части лавы, мин;

t - продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу, мин.

Коэффициент надежности механизированного комплекса по техническим отказам определяется:

(2.9)

Где k_к - коэффициент готовности комбайна;

k_кр - коэффициент готовности механизированной крепи;

k_кл - коэффициент готовности конвейера лавы;

k_п - коэффициент готовности крепи сопряжения с перегружателем;

П_к - число конвейеров на транспортной выработке;

k_лк - коэффициент готовности ленточного конвейера в транспортной выработке.

Окончательное принятие решения о суточной нагрузки на очистной забой в заданных условиях.

Сводим рассчитанные с учетом различных факторов нагрузки на очистной забой в таблицу 2.2

Таблица 2.2 - к определению нагрузки на очистной забой

Наименование . факторов	По сопротивлению угля резанию	По организационному фактору	Технический фактор (ПК расчет)
Величина нагрузки, т/сут.	2074	2016	1805

К дальнейшим расчетам принимаем нагрузку по техническому фактору.

3. ВЫБОР СПОСОБА ПОДГОТОВКИ И ОБОСНОВАНИЕ ЕЁ ПАРАМЕТРОВ

Способ подготовки шахтного поля представляет собой планировку горных выработок и технико-экономические показатели работы предприятия.

выбор способа подготовки шахтного поля производим с помощью критерия удельной протяжённости горных выработок. В качестве конкурентоспособных вариантов способа подготовки шахтного поля принимаем панельную подготовку с повторным использованием ярусных штреков и погоризонтную подготовка.

Определим суммарные запасы шахтного поля по формуле:

Z = S · N · m · г · c, т (3.1)

где: S - размер шахтного поля по простиранию, м (S=12000м) [исходное данное 18]

N - размер шахтного поля по падению, м (N=2100м) [исходное данное 21]

m - мощность пласта, м(m=1,1м) [исходное данное 3]

г - плотность угля, т/м³; (г=1,67 т/м³) [исходное данное 6]

c - коэффициент извлечения угля (с=0,97);

Определим суммарные запасы шахтного поля для погоризонтной подготовки:

Z = 12000 · 2100 · 1,3 · 1,67 · 0,97 = 53067924 т

Определим суммарные запасы шахтного поля для панельной подготовки:

Z = 12000 · 2055 · 1,3 · 1,67 · 0,97 = 51930754 т

Способ подготовки выбираем на основании рекомендаций /4/ в зависимости от угла падения пласта, его размеров по простиранию и падению, а также производственной мощности шахты.

В данных горно-геологических и горно-технических условиях возможна:

I вариант погоризонтная подготовка шахтного поля /5/:

Определяем протяженность всех выработок необходимых для подготовки горизонта. Расчетная схема погоризонтного способа подготовки представлена на рисунке 1.1 Подсчет протяженности выработок сводим в таблицу 3.1

При данном способе подготовки необходимо провести следующие выработки:

1. конвейерный бремсберг

2. вентиляционный бремсберг

3. магистральный штрек

4. вентиляционный штрек

I I вариант - панельная подготовка с повторным использованием ярусных штреков. Определяем протяженность всех выработок необходимых для подготовки шахтного поля. Расчетная схема панельного способа подготовки представлена на рисунке 1.2

Подсчет протяженности выработок сводим в таблицу 3.1 При данном способе подготовки необходимо провести следующие выработки:

1. Ярусный вентиляционный штрек;

2. Ярусный конвейерный штрек;

3. Панельный вспомогательный ходок;

4. Панельный людской ходок;

5. Панельный конвейерный штрек.

Таблица 3.1 - Критерий удельной протяжённости горных выработок

Наименование выработки	Позиция на чертеже	Длина выработки, м	Количество выработок	Протяжённость выработок
ПАНЕЛЬНАЯ ПОДГОТОВКА
Ярусный вент. штрек	1	1500	8	12000
Ярусный конвейерный штрек	2	1500	40	60000
Панельный вспомогательный ходок	5	1050	8	8400
Панельный людской ходок	6	1050	8	8400
Капитальный бремсберг (уклон)	7	950	8	7600
ИТОГО:	-	-	-	96400
ПОГОРИЗОНТНАЯ ПОДГОТОВКА
Вентиляционный штрек	1	7000	2	14000
Магистральный штрек	2	7000	1	7000
Конвейерный ходок	3	1050	68	71400
Вентиляционный ходок	4	1050	4	4200
ИТОГО:	-	-	-	96600

Удельная протяженность горных выработок определяем по формуле:

, м / тыс.т (3.2)

где: L-суммарная протяженность всех выработок, м [из таблицы 3.1];

Z -промышленные запасы шахтного поля, тыс. т [ формула 3.1]

Удельная протяженность горных выработок для панельного способа подготовки:

, м / тыс.т

Удельная протяженность горных выработок для погоризонтного способа подготовки:

, м / тыс.т

В результате расчетов получили удельную протяженность выработок:

- при панельной подготовке с повторным использованием ярусных штреков составляет 1,86 м/тыс.т, - при погоризонтной подготовке с повторным использованием конвейерных бремсбергов, составляет 1,82 м/тыс.т

Из результатов расчета видно, что удельная протяженность выработок при погоризонтной подготовке меньше, чем при этажной. На этом основании к дальнейшей разработке принимаем погоризонтную подготовку шахтопласта.

Так как в заданных условиях нижние слои кровли являются средней устойчивости, окончательно принимаем погоризонтную схему с пластовым способом подготовки шахтного поля, которая полностью удовлетворяет данным условиям. Схема подготовки представлена на листе графической части.

Сущность системы погоризонтной подготовки заключается в том, что пласт в пределах шахтного поля между горизонтами делят на выемочные участки, вытянутые по падению или восстанию. В каждом выемочном участке размещают одну или две лавы, очистные забои которых перемещаются по падению или восстанию пласта.

Системы погоризонтной подготовки применяются при разработки пластов с углами падения до 12⁰. При создании эффективных средств выемки и транспорта для работы по падению (восстанию) системы погоризонтной подготовки могут применяться и с большими углами падения (до 18⁰).

Достоинства:

- Простота схемы транспорта угля в шахте, простая подготовка шахтного поля;

- Меньшая протяженность и объем выработок по подготовке шахтного поля;

- Обеспечивает постоянную длину лавы:

- Сокращается приток воды в призабойное пространство (при отработке выемочных участков по восстанию).

Недостатки:

- Ограничения области применения, только пологими пластами;

- Трудности, обусловленные проведением и перевозкой людей и материалов по длинным наклонным выработкам.

Размер горизонта определяем по формуле:

(3.3)

где: N - размер шахтного поля по падению, м.

, метров

Количество выемочных столбов в горизонте определяем по формуле:

(3.4)

где - S - длина шахтного поля по простиранию, м

l_лавы - длина лавы в столбе + ширина подготовительной выработки, м

, столбов

Подготовительные выработки проводим по углю, так как они повторно используются для проветривания участковых выработок /6/. Одним из основных достоинств пластовых выработок является попутная добыч угля. Боковые породы достаточно крепкие, что позволяет поддерживать выработки достаточно долго без ремонта, что снижает затраты на содержание выработок.

4. ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ

4.1 Конструирование вариантов систем разработок

По данным горно-геологическим условиям возможно применение столбовой, сплошной и комбинированной систем разработок, так как пласт не опасен по газу, пыли, внезапным и ударам.

Итак, к данным условиям подходят следующие системы разработки:

1) Длинными столбами по восстанию с повторным использованием транспортной выработки в качестве вентиляционной с прямоточной схемой проветривания с подсвежением исходящей струи.

2) Длинными столбами по падению с проведением вентиляционной выработки позади очистного забоя с прямоточной схемой проветривания и с обособленным разбавлением.

3) Длинными столбами по падению с проведением выемочной выработки вприсечку с возвратноточной схемой проветривания.

4) Длинными столбами по восстанию с повторным использованием транспортной выработки в качестве вентиляционной с прямоточной схемой проветривания с погашением вентиляционного ходка вслед за прохождением лавы.

5) Полосами по восстанию с проведением вентиляционной выработки позади очистного забоя и повторным ее использованием.

6) Спаренными лавами с повторным использованием вентиляционной выработки с возвратноточной схемой проветривания.

Для экономического сравнения принимаем системы разработки 1 и 4.

Применение системы разработки 2 менее рационально в связи с тем, что значительно увеличивается затраты на проведение и поддержание вентиляционной выработки, а экономический эффект получаемый от схемы проветривания с разбавлением вредной струи будет незначительным из-за малой газоносности пласта.

Применение системы разработки 3 менее рационально, так как значительно увеличиваются затраты на проведение и поддержание вентиляционной выработки, увеличивается трудоемкость на возведение искусственных сооружений, увеличиваются затраты на проветривания из-за утечек воздуха.

Применение системы разработки 5 менее эффективно, так как в результате проведения вентиляционной выработки в зону опорного давления происходит быстрое задавливание выработки, что приводит затратам на перекрепление и поддержание выработки.

Применение системы разработки 6 не эффективно в связи с тем, что будет ограничена нагрузка на пласт, с организацией транспортировкой угля по откаточным выработкам.

4.2 Обоснование параметров системы разработки

Охрана выработок осуществляется согласно рекомендации /5/

- вариант №1: конв. бремсберг - 2 ряда БЖБТ

- вент. бремсберг - 2 ряда БЖБТ

- вариант №4: конв. бремсберг - 2 ряда БЖБТ

- вент. бремсберг - 1 ряд дерев. костров

Сечение выработок принимаем равными:

- вариант №1: конв. бремсберг - S = 12,6 м²

вент. бремсберг - S = 9,8 м²

- вариант №4 конв. бремсберг - S = 12,6 м²

вент. бремсберг - S = 9,8 м²

что позволит поддерживать их в безремонтном состоянии в течении всего срока службы /5/.

Объемы работ по вариантам сводим в таблицу.

Таблица 4.2 Объемы работ по вариантам.

Показатели	1 - й вариант	2 - й вариант
Наименование выработки: конв. бремсберг вент. бремсберг:	+ +	+ +
Длина выработок: конв. бремсберг вент. бремсберг:	1050 1050	1050 1050
Сечение выработок, м2: конв. бремсберг вент. бремсберг:	12,6 9,8	12,6 9,8
Вид крепи в выработках:	трапециевидная КМП - Т
Способ проведения выработок: конв. бремсберг вент. бремсберг	БВР
Вид транспорта: конв. бремсберг вент. бремсберг:	1ЛУ - 100 ж/д. Р - 24 (900)	1ЛУ - 100 ж/д. Р - 24 (900)
Вид механизации очистных работ	2МКД 90, КА 80
Способ охраны выработок: конв. бремсберг вент. бремсберг:	2 ряда БЖБТ 2 ряда БЖБТ	2 ряда БЖБТ костр. крепь

4.3 Технико-экономическое сравнение конкурентоспособных вариантов систем разработки

Выбор рациональной системы разработки производим /9/ на основе технико-экономического сравнения конкурентоспособных вариантов. Следует отметить, что учитываем только затраты, различные по вариантам.

Сравнение вариантов производим по следующим затратам:

- на проведение горных выработок;

- на поддержание;

- на транспорт угля;

Затраты на транспорт по магистральному штреку будем считать равнозначными, так как по обоим вариантам одинаковы грузопотоки, длина транспортирования и тип оборудования.

На основании выполненных с помощью ЭВМ и пакета программ "Прогноз" (разработанных на кафедре РМПИ) расчетов, составляем экономико-математическую модель сравниваемых вариантов систем разработки.

(4.1)

Где К_пр - затраты на проведение всех выработок, грн;

R - затраты на поддержание, грн;

G - затраты на транспортирование угля;

Z_пром - промышленные запасы выемочного участка.

 (4.2)

Где m - мощность пласта, м;

- плотность угля, т/м³;

- длина лавы, м;

- длина выемочного поля, м;

с - коэффициент извлечения угля.

Затраты на проведение равны и составят:

К_пр=173·1050+174·1050=364350 грн.

Затраты на поддержание:

По 1 варианту:

R₁=421·0,76·2·1050=668200 грн.

По 4 варианту:

R₄=421·0,76·1,5·1050=503937 грн.

Затраты на транспорт определяются по формуле:

G =g_кап.з+g_э.з·t·l·Z_уч.,грн. (4.3)

где g_кап.з - капитальные затраты на транспорт, грн. [листинг 3];

g_э.з - эксплуатационные затраты на транспорт, грн./т·м·год. [листинг 3];

t - время эксплуатации конвейера, год;

Z_уч - промышленные запасы участка, т.

По 1 варианту:

G ₁=4596000·0,5+0,00045513·0,76·1050·442232·2=2619231 грн.

По 4 варианту:

G ₄=4596000+0,00045513·0,76·1250·442232=4756615грн.

Удельные затраты по 1 варианту:

Удельные затраты по 4 варианту:

Полученные данные сводим в таблицу 4.3

Таблица 4.3 Стоимостные параметры

Показатели	1 вариант	4 вариант
Затраты на проведение - , грн	364350	364350
Затраты на поддержание - , грн	668200	503937
Затраты на поддержание - , грн	2619231	4756615
Запасы, т
Удельные затраты, грн	8,25	12,71
Удельные затраты, %	100	154

5. Взаимное положение очистных и подготовительных работ

Для каждого класса систем разработки и их разновидностей существует определенная взаимосвязь между положением очистных и подготовительных забоев, которая должна обеспечить нормальную работу участка и максимальный экономический эффект. Особенно это важно при столбовых системах разработки, поскольку каждый раз при доработке столба требуется своевременно подготовить новый столб не допуская запозданий в подготовке и не создавая излишних опережений. При этом подготовка новых участков должна производиться с оптимальными для данных горно-геологических и горно-механических условий скоростями проведения выработок, когда обеспечивается их стоимость, максимальный и минимальный экономический эффект. Основной задачей расчета оптимального соотношения очистных и подготовительных работ является определение положения очистного забоя в отрабатываемом столбе, при котором необходимо начать подготовку нового столба для того, чтобы к моменту завершения очистных работ он был своевременно подготовлен к работе при оптимальных скоростях проведения выработок. Определяем положение очистного забоя в отрабатываемом столбе, при котором необходимо начать подготовку нового столба по формуле [8]:

, м., (5.1)

где V_оч - скорость подвигания очистного забоя, м/мес (V_оч=137,7 - см. пункт 1.2);

t_пл - время на сооружение приемных площадок, мес. (t_пл=1 мес.);

L_кр - длина выемочного столба, м (L_кр=1000);

V_ш - скорость проведения ходка, м/мес (V_ш=170);

l_л - длина лавы, м. (l_л=200);

V_р.п. - скорость проведения разрезной печи, м/мес. (V_р.п.=200);

t_мон - время на монтаж оборудования в лаве, мес. (t_мон=1);

t_рез. - резерв времени на случай непредвиденных задержек, мес. (t_рез=2).

Из расчетов определили, что подготовительные работы необходимо начинать тогда, когда останется отработать 1040 м. выемочного столба.

Заключение

В данном курсовом проекте произведено экономическое сравнение двух способов подготовки: этажного с делением этажа на подэтажи и панельного способа подготовки. Проведенные расчеты показали, что применение панельного способа подготовки с экономической точки зрения наиболее рационально.

При рассмотрении двух вариантов систем разработки:

1 вариант - Длинными столбами по восстанию с повторным использованием транспортной выработки в качестве вентиляционной, с прямоточной схемой проветривания с подсвежением исходящей струи;

4 вариант - Длинными столбами по восстанию с повторным использованием транспортной выработки в качестве вентиляционной с прямоточной схемой проветривания с погашением вентиляционного ходка вслед за прохождением лавы. Проветривание осуществляется по прямоточной схеме.

Проведенные расчеты показали, что наиболее целесообразно применение 1 варианта.

Для комплексной механизации очистных работ принят механизированный комплекс 2МКД-90.

Также определена суточная нормативная нагрузка на очистной забой которая составляет 1805 т/сут. Полученная нагрузка на очистной забой была проверена по организационному фактору и по сопротивляемости угля резанию.

Перечень ссылок

1. Инструкция пользователя пактом программ "Прогноз" для студентов специальности 7. 090301. 02 и 6. 090300. 02 / Сост. В.И. Павлов - Алчевск: ДГМИ. 1999.-36с.

2. Методические указания для выполнения курсового проекта по дисциплине "Разработка пластовых месторождений полезных ископаемых" для студентов специальности 7 090301.02 / Сост. Р.А. Фрумкин - Алчевск: ДГМИ. 2002.-15с.

3. Справочник "Машины и оборудование для шахт и рудников" / Сост. С.Х. Клорикьян, В.В. Старичнева, М.А. Сребный и др. - М.: Издательство ММГУ 1994.-471с.

4. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт / Сост. С.В. Янко, С.П. Ткачук и др. - К.: 1994.-311с.

5. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. - К.: 1996.-421с.

6. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. - М.: ИГД им. А.А. Скочинского, 1979.-571с.

7. Методические указания к лабораторному практикуму "Стоимостные параметры на горные работы" / Сост. Р.А. Фрумкин, В.И. Коробко. - Коммунарск.: КГМИ, 1988.-32с.

8. Бурчаков А.С., Ярунин С.А. "Технология и механизация подземной разработки пластовых месторождений". - М.: Недра, 1989.-431с.

9. Вибір обладнання комбайнового механізованого комплекса для пологих та похилих пластів: навчальний посібник / М.І. Ведерніков. - Алчевськ: ДГМІ, 1999.-81с.

Размещено на Allbest.ru