Разработка горных пород

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1. Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

2. Мощность шахты. Режим работы

3. Механизация очистной выемки и нагрузка на забой

4. Способ подготовки шахтного поля и система разработки угольных пластов

5. Группирование пластов по очередности отработки и определение нагрузки на пласты

6. Вскрытие шахтного поля

Список литературы



ВВЕДЕНИЕ

Казахстан располагает значительными запасами энергетических ресурсов и мощным топливно-энергетическим комплексом, который является базой развития экономики, инструментом проведения внутренней и внешней политики. Роль страны на мировых энергетических рынках во многом определяет ее геополитическое влияние.

По запасам углей Казахстан входит в десятку стран-лидеров, уступая лишь Китаю, США, России, Австралии, Индии, ЮАР и Украине и содержит в недрах 4% от общемирового объема запасов. Государственным балансом учтены запасы по 49 месторождениям, они составляют 33,6 млрд. тонн, в том числе каменных - 21,5 млрд. тонн, бурых углей - 12,1 млрд. тонн. Большая часть месторождений угля сосредоточена в Центральном (Карагандинский и Экибастузский угольные бассейны, месторождение Шубарколь) и Северном Казахстане (Тургайский угольный бассейн). Наиболее ценные для промышленности энергетические и коксующиеся угли сосредоточены на 16 месторождениях.

Карагандинский бассейн. Запасы - 50 млрд тонн. Уголь - коксующийся, требует обогащения. Частично добывается открытым способом. Потребители - Казахстан, который продает уголь России для Южного Урала.

Бассейн Экибастуз находится в Павлодарской области.

Буроугольный бассейн Ленгер находится в Чимкентской области.

Республика Казахстан входит в десятку крупнейших производителей угля на мировом рынке, а среди стран СНГ занимает третье место по запасам и первое место - по добыче угля на душу населения.

В настоящее время угольная отрасль республики обеспечивает выработку в Казахстане 78% электроэнергии, практически стопроцентную загрузку коксохимического производства, полностью удовлетворяет потребности в топливе коммунально-бытового сектора и населения.

Крупнейшими производителями угля в Казахстане являются предприятия Павлодарской области: ТОО «Богатырь Аксес Комир» (42,8% от общереспубликанской добычи), разрез «Восточный» ОАО «Евроазиатская энергетическая корпорация» (20,7%), ЗАО «Майкубен-Вест» (3,3%, в т.ч. 96,6% общереспубликанской добычи бурых углей) и Карагандинской: Угольный департамент ОАО «Миттал Стил Темиртау» (12,3%) и Угольный департамент «Борлы» корпорации «Казахмыс» (8,7%). На них приходится 87,7% добычи угля в республике.

Общий объем экспорта угля стабилизировался на уровне 95-96 млн. тонн. Ожидаемый объем добычи в текущем году составит 97 млн. тонн. Учитывая острую потребность в обеспечении вновь вводимых генерирующих мощностей твердым топливом, разработана Концепция развития угольной промышленности Казахстана до 2020 года.

Ею предусматривается увеличение объема добычи угля с 96,3 млн. тонн в 2006 году до 145,6 млн. тонн к 2020 году или на 49,3 млн. тонн, в том числе коксующихся углей, соответственно, с 12,9 млн. тонн до 24,3 млн. тонн или на 11,4 млн. тонн, энергетических углей - с 83,4 млн. тонн до 121,3 млн. тонн или на 37,9 млн. тонн, что позволит полностью обеспечить потребности внутреннего и внешнего рынков в коксующихся и энергетических углях.

Основным импортером является Российская Федерация. За последние годы география зарубежных поставок угольной продукции значительно расширилась - потребителями казахстанского угля стали Румыния, Чехия, Польша, Эстония, Турция, Украина. С учетом производственного потенциала угольной отрасли Казахстана, республика имеет возможность уже в ближайшие годы довести объемы зарубежных поставок угля до 30-35 млн. тонн. Для достижения указанных объемов будут приняты меры по обеспечению прироста добычи угля за счет:

* технического перевооружения действующих шахт и разрезов с переходом на угледобывающую технику современного технического уровня;

* реализации комплексных планов эффективной отработки Экибастузского и Шубаркольского угольных месторождений;

* повышения добычи низкозольного угля на Майкубенском месторождении, а также на разрезе «Каражира» для более полного обеспечения потребностей тепловых электростанций, улучшения снабжения твердым топливом других отраслей и коммунального сектора.

* повышения конкурентоспособности казахстанского угля путем внедрения международных стандартов серии ИСО. В этой связи разработана и утверждена Приказом Министра энергетики и минеральных ресурсов Республики Казахстан от 31 мая 2006 года № 166 Программа «Обеспечение перехода угольной отрасли на международные стандарты» .

Сырьевая база угольной отрасли и производственный потенциал действующих угледобывающих предприятий позволяют полностью удовлетворить платежеспособный спрос потребителей в угле как внутри Казахстана, так и за его пределами. Дальнейшее планирование развития отрасли будет зависеть от макроэкономического положения Казахстана и сопредельных стран, а также, в определенной степени, от внедрения новых технологий, позволяющих конкурировать на внутреннем и внешнем рынках.

Долгосрочные перспективы предсказывать сложно, но можно предположить, что если запасы нефти будут продолжать уменьшаться и не будет найдено новых месторождений или других альтернативных видов топлива, то уже к 2030-му году уголь может стать основным источником топливной энергии, т.к. имеет огромные запасы по сравнению с нефтью и газом.



1. Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

выемка забой шахтный пласт

В данном проекте представлены 3 пологих пласта с одинаковым для всей свиты углом падения 12?. Также 1-й, 2-ой и 3-й пласт имеют среднюю мощность 2,5; 2,8 и 2,8 соответственно.

Свита представлена пластами простого строения.

Длина шахтного поля по простиранию 5600 м, по падению 1900 м. Мощность наносов 55 м.

Категория шахты по метану - сверхкатегорийная, относительная метанообильность шахты 20 мі/т. Приток воды составляет 155 мі/ч.

Индекс пласта	Среднеди-намическая мощность пласта, м	Плотность угля, т/м3	Произво-дительность пласта, т/м2	Расстояние до вышележащего пласта, м
1 2 3	2,5 2,8 2,8	1,43	3,575 4,004 4,004	- 75 65

В пределах шахтного поля заключены определенные запасы полезного ископаемого. Различают геологические, балансовые и забалансовые запасы (рис. 1).

Рис. 1. Классификация запасов и потерь угля

Геологическими называют общее количество запасов полезного ископаемого месторождения или его части.

Балансовыми называют такие запасы, разработка которых экономически целесообразна: по качеству полезного ископаемого они отвечают требованиям их промышленного использования, а по количеству и условиям залегания пригодны для добывания при современном уровне техники. Запасы, которые этим требованиям не отвечают, называются забалансовыми и в настоящее время не разрабатываются. Но они могут разрабатываться в дальнейшем при соответствующем развитием техники и совершенствованием технологии добычи, обогащения и использования.

К забалансовым относят запасы, которые сосредоточены в пластах нерабочей мощности или уголь имеет высокую зольность, сверхлимитное содержание серы или залегают на глубине, недоступной для разработки с использованием существующей технологии.

Потери полезного ископаемого принято разделять на три группы.

1. Потери в предохранительных и барьерных целиках, называемые общешахтными.

Предохранительные целики предотвращают вредное влияние горных работ на охраняемые объекты на поверхности или на горные выработки. Барьерные целики изолируют шахтные поля, предохраняют действующие горные выработки от прорыва в них поверхностных или подземных вод.

2. Потери, связанные с геологическими нарушениями пластов и окружающих пород и гидрогеологическими условиями, не позволяющими вести нормальную отработку участков.

3. Потери эксплуатационные. Включают потери по площади (целики) и по мощности пласта (пачки угля, оставленные в кровле, почве или между слоями) и потери отбитого угля в результате неполной выдачи его из очистного забоя, потери при транспортировании по выработкам.

Та часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхность при разработке месторождения, называется промышленными запасами, которые равны балансовым за вычетом потерь.

Балансовые запасы по каждому пласту Q_Бi в пределах шахтного поля рассчитываются по формуле:

Q_Бi = LHmг , млн.т,

где L, H - размеры шахтного поля соответственно по простиранию и по падению, м;

m - среднединамическая мощность пласта, м;

г - плотность угля, т/м³.

Общие балансовые запасы шахтного поля определяются как сумма балансовых запасов всех пластов, принятых к отработке.

Таблица 2

Индекс пласта	Балансо-вые запасы, млн.т	Проектные потери, млн.т	Всего потерь, млн.т	Промыш-ленные запасы, млн.т
		в предохранительных целиках	по горно-геологическим условиям	эксплу-атационные
1	38	2,6	2,3	2,3	9,2	28,8
2	42,6	3	2,5	2,5	8	34,6
3	42,6	3	2,5	2,5	8	34,6
Итого	Ммлн. т.	123,2	8,6	7,3	7,3	23,2	98
	%	100	7	6	6	19	79

Промышленные запасы определялись путем вычитания из балансовых запасов проектных потерь, которые принимались в следующих пределах (в % от балансовых запасов):

· эксплуатационные потери(6 - 8 %);

· общешахтные - потери в предохранительных целиках (5 - 9 %);

· горно-геологические, т.е. связанные с горно-геологическими

нарушениями (5 - 9 %);

· Общие потери должны быть не более 20%.

Расчет потерь и промышленных запасов произведены по каждому из пластов, принятых к разработке в пределах рассматриваемого шахтного поля.

Все рассчитанные потери входят в принятые пределы.

2. Мощность шахты. Режим работы

При обосновании мощности шахты следует руководствоваться следующими положениями:

мощность шахты должна быть не менее 1.5 млн.т/год и быть равной типовой (табл. 3):

Таблица 3

Суточная мощность шахты, т	5000	6000	7000	8000	10000	12000
Годовая мощность шахты, млн.т	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6

· срок службы шахты должен быть не менее 50-60 лет.

Срок нормальной работы шахты (Т_Н, лет) и годовая производственная мощность шахты (А_Г, млн.т/год) связаны выражением:

, лет,

где Q_П - промышленные запасы шахтного поля, млн.т;

А_Г - годовая мощность шахты,млн.т;

лет.

Полный срок службы шахты (Тп, лет) определяется по формуле:



, лет,

где t_РЗ - время, необходимое на освоение шахтой производственной мощности и свертывание добычи. Определяется по формуле:

, лет,

Значение t_РЗ округляется до целого в большую сторону.

Для определения мощности составляется таблица 4:

Таблица 4

АГ, млн.т/год	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6
, лет	65,3	54,4	46,6	40,8	32,6	27,2
, лет	4	4	4	5	5	6
, лет	69,3	58,4	49,6	45,8	37,6	33,2

Принимается для данных горно-технических условий:

Суточная мощность шахты- 6000т, годовая мощность шахты- 1,8 млн.т; срок службы шахты 58,4 года. Также: принимается для шахты 300 рабочих дней в году, в условиях сверхкатегорийных шахт длительность рабочей смены для подземных рабочих 6 часов, для рабочих поверхности - 8 часов.

3. Механизация очистной выемки и нагрузка на забой

По каждому пласту определяются способы механизации очистной выемки и рассчитываются нагрузки на очистные забои. При выборе технологии следует ориентироваться на комплексную механизацию и автоматизацию работ в очистном забое, предусматривать применение наиболее прогрессивных видов оборудования, обеспечивающего высокие технико-экономические показатели и безопасность труда.

Таблица 5

Тип крепи	Вынимаемая мощность пласта, м; от…до	Площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, м2
М 144 Б (Россия)	1,65-5,2	S = 0,85m + 3,7

При выборе механизированного комплекса начиналось с выбора крепи, которая подбиралась по мощности(2,5м;2,8м;2,8м) и углу падения пласта(12°) (таблица 5). Для каждого комплекса предусматривается определенный тип выемочной машины (таблица 6). Все 3 пласта представлена одинаковыми горно-геологическими условиями, кроме мощностей, которые отличаются незначительно. Для всей свиты выбирается применение одинакового механизированного комплекса.

Таблица 6

Тип комбайна	Вынимаемая мощность, м; от…до	Ширина захвата, м	Скорость подачи, м/мин
КВП 2 (Россия)	1,0...3,5	0,8	15,0

Для первого пласта мощностью 2,5 м применяется челноковая схема работы комбайна. Для второго и третьего пласта мощностями 2,8 м, применяется выемка уступами (в одну сторону вынимается верхняя часть пласта (верхний уступ), а при обратном движении - нижняя часть (нижний уступ). Выбор схемы работы комбайна обосновывается анализом горнотехнических условий. Челноковая схема работы комбайна принимается на пластах мощностью до 2.7 м. На пластах большей мощности следует применять выемку уступами.

С учетом выбранного очистного комбайна техническая нагрузка на очистной забой (A_Т) определяется по формуле:

A_Т = n(T - t_ПЗ)mrгvk_CPk_M, т/сутки,

где n - число смен работы очистного забоя по добыче в сутки, n = 3, а для высокопроизводительной и сложной техники может n = 2;

Т - продолжительность смены, мин;

t_ПЗ - продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; t_ПЗ = 15 мин;

m - вынимаемая мощность пласта, м;

r - ширина захвата исполнительного органа очистного комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6), м;

г - плотность угля, т/м³;

v - скорость подачи очистного комбайна, м/мин; v = 0,80v_T

v=0,8·15=12 м/мин;

v_T - технически возможная скорость подачи комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6);

k_CP - коэффициент, учитывающий схему работы комбайна: при челноковой схеме работы k_CP = 1,0, при уступной и односторонней k_CP = 0,8;

k_M - коэффициент машинного времени, k_M = 0,4..0,45; принимается 0,45.

Для первого пласта:

A_Т= 3?(360-15)?2,5?0,8?1,43·12?0,45=15984 т/сутки.

Для второго и третьего пласта:

A_Т= 3?(360-15)?2,8?0,8?1,43?12·0,8?0,45=14322 т/сутки.

Нагрузка на очистной забой по условиям проветривания производится по формуле:

, т/сутки;

где v_В - допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, v_В = 4 м/сек;

s -площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, принимаемая по технической характеристике механизированной крепи (таблица 5), м²;

d - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе, d = 1%;

k_ВП - коэффициент, учитывающий движение части воздуха за призабойной частью выработанного пространства, k_ВП = 1,2..1,3; для расчетов принимается 1,3;

q_Л - относительное метановыделение в исходящую струю воздуха из лавы, м³/т суточной добычи,q_Л = (0.3…0.4) q_Ш;

q_Л = 0,4· 20=5 т/м³

q_Ш - относительная метанообильность шахты, т/м³;

Для первого пласта:

= 3271 т/сутки;

Для второго и третьего пласта:

= 3415 т/сутки.

Из двух вычисленных значений в качестве окончательной нагрузки на забой принимается наименьшая:

A = min{A_T; A_П}.

Результаты расчетов представляются в таблицах 7.

Таблица 7

Индекс пласта	Механизированный комплекс	Комбайн	Нагрузка на забой, т/сутки
1	М 144 Б (Россия)	КВП 2 (Россия)	3271
2	М 144 Б (Россия)	КВП 2 (Россия)	3415
3	М 144 Б (Россия)	КВП 2 (Россия)	3415



4. Способ подготовки шахтного поля и система разработки угольных пластов

На основе анализа горно-геологических условий шахтного поля рассматриваются возможность применения этажного, панельного или погоризонтного способов подготовки шахтного поля, приводятся достоинства и недостатки каждого из способов и окончательно выбирается наиболее рациональный.

При угле падения пласта до 12⁰ предпочтительно применять погоризонтный способ подготовки шахтного поля.

Если пласт в пределах горизонта делят по простиранию месторождения на выемочные участки, вытянутые по восстанию или падению от верхней границы горизонта до нижней, то такой способ подготовки называют погоризонтным (рис. 2).

Рис. 2 Деление шахтного поля на полосы вытянутые по восстанию или падению :

1 - главный ствол; 2 - вентиляционный ствол; 3 - главный откаточный штрек; 4 - транспортный и вентиляционный бремсберги; I-XVIII - последовательность отработки полос.

В каждом участке размещают лаву, забой которой располагается по простиранию и перемещаются по падению или по восстанию пласта. Лавы обслуживаются наклонными выработками.

При современных технических возможностях т данных горно-геологических условий целесообразно применять систему разработки одинарными лавами.

Система разработки при этом принимается столбами по падению без оставления целиков.

При ведении горных работ на глубине 600 м и более охрана выемочных выработок целиками угля, размеры которых достигают 45--60 м, становится нерациональной: увеличиваются потери угля в недрах, повышается опасность газодинамических явлений, завалов лав и выработок на соседних пластах в зоне влияния оставленных целиков, усложняется транспорт угля, растет газообильность выемочных участков вследствие дренирования метана из целиков.



Рис. 3 Система разработки длинными столбами по падению одинарными лавами:

1 -- главный полевой вентиляционный штрек; 2 -- главный полевой транспортный штрек; 3 -- воздухоподающий штрек; 4 -- вентиляционный бремсберг; 5 -- конвейерный бремсберг

В этой связи рациональными являются так называемые бесцеликовые технологические схемы отработки пластов.

Указанные схемы разделяются на две группы:

с повторным использованием выработок, например, вначале для транспортных, а затем вентиляционных целей, что и принимается для данной работы;

и с проведением указанных выработок вприсечку к выработанному пространству, в зоне установившегося горного давления.

Для улучшения устойчивости повторно используемых выемочных выработок устанавливается специальная крепь усиления из металлических стоек под каждый верхняк арок.

На рис. 3 представлена одна из технологических схем отработки пласта по падению с повторным использованием выработок.

Для разработки пластов средней мощности(2,5;2,8;2,8) с применением механических крепей и узкозахватных комбайнов принимается длина лавы = 350 м.

Время отработки выемочного поля T_ВП, лет:

где L_Л - длина лавы, м;

m - вынимаемая мощность пласта, м;

г - плотность угля, т/м³;

А - суточная нагрузка на забой, сутки.

Для первого пласта

лет

Для второго и третьего пласта:

лет

Рационально, когда время отработки выемочного поля совпадает с межремонтным периодом работы механизированного комплекса, равным для современного оборудования 1,5..2 лет.



5. Группирование пластов по очередности отработки и определение нагрузки на пласты

Установленная мощность шахты должна подтверждаться горнотехническими возможностями путем группирования пластов по очередности их отработки и определением нагрузки на каждый пласт.

При группировании пластов по очередности их отработки необходимо предусматривать:

нисходящую отработку пластов;

интенсивность отработки вышележащего пласта не меньше, чем нижележащего;

количество одновременно отрабатываемых пластов не более двух-трех.

Таблица 8

Индекс пласта	Нагрузка на забой, т/сутки	К-во забоев	Добыча из очистных забоев, т/сутки	Добыча из подготовительных забоев, т/сутки	Нагрузка на пласт, т/сутки
1	3271	2	6542	327	6869
2	3415	2	6830	341	7171
3	3415	2	6830	341	7171

Нагрузка на каждый пласт определяется с учетом расстановки очистных забоев для выбранного способа подготовки шахтного поля, от которого зависит количество одновременно работающих очистных забоев для погоризонтного способа - 2 забоя.

Учтена попутная добыча, получаемая при проведении подготовительных выработок, которая составляет 5% от нагрузки на очистные забои по данному пласту.

По каждой группе одновременно разрабатываемых пластов суммируются нагрузки на пласт и, таким образом, определяется суточная мощность шахты на каждый период отработки запасов, анализируются полученные результаты и окончательно принимается ближайшая стандартная суточная и годовая мощность проектируемой шахты по рядовому углю А_ГР.

На первый период: пласт первый - 2 забоя - нагрузка на пласт составляет 6542 т/сутки, при суточной мощности шахты равной 6000 тонн, эта нагрузка удовлетворима.

Второй период: пласт второй - 2 забоя - нагрузка на пласт равна 7171 т/сутки, что удовлетворяет суточную мощность шахты.

Третий период: пласт третий - 2 забоя - нагрузка на пласт составляет 7171 т/сутки; удовлетворяет суточную мощность шахты.

Определяется резерв добычи по периодам отработки пластов

,

где А_СР, А_СТ - соответственно рассчитанная суммарная нагрузка на группу пластов и типовая суточная мощность шахты;

Для первого пласта:

.

Для второго и третьего пласта:

.

Годовая мощность шахты по товарному углю:

где - годовая мощность шахты по рядовому углю,

6. Вскрытие шахтного поля

При назначении возможных схем вскрытия для определенных горно-геологических условий учитываются:

угол падения свиты пластов;

· выбранный способ подготовки шахтного поля;

· размеры шахтного поля;

· мощность наносов или глубина залегания угольных пластов.

Современные нормы проектирования рекомендуют ориентироваться на следующие способы вскрытия:

· одногоризонтные способы вскрытия с делением шахтного поля на бремсберговую и уклонную части;

· многогоризонтные способы с углубкой вспомогательного ствола с целью обеспечения подачи свежего воздуха в нижнюю часть отрабатываемого горизонта. При этом главный вертикальный ствол может также углубляться для выдачи полезного ископаемого по стволу непосредственного с нижнего уровня горизонта. Если же главный ствол не углубляется, то уголь с нижнего уровня горизонта транспортируется по уклону вверх, а затем выдается по вертикальному стволу.

В качестве главного ствола может использоваться как вертикальный скиповой ствол, так и наклонный, оборудованный мощной конвейерной установкой.

Из всех возможных вариантов способов вскрытия шахтного поля в заданных горно-геологических условиях выбираются 2 конкурентно способных варианта. Выбранные способы вскрытия подробно описываются с детальным анализом отличительных особенностей каждого варианта.

В данном курсовом проекте рассмотрены два конкурентно способных метода вскрытия шахтного поля:

1) главный вертикальный ствол;

Вскрытие шахтных полей вертикальными стволами является наиболее универсальным и распространенным, его применяют независимо от числа рабочих пластов в шахтном поле, мощности и угла падения этих пластов, мощности наносов и глубины разработки, производственной мощности шахты и т. д.

Рис. 4. Схемы многогоризонтного вскрытия свиты пологих пластов вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами

1- главный ствол;

2- углубленная часть главного ствола;

3- вспомогательный ствол;

4- вспомогательная часть главного ствола;

5- квершлаг I горизонта;

6- квершлаг II горизонта;

7- фланговые вентиляционные шурфы;

8- фланговые вентиляционные стволы II горизонта;

9- вентиляционные квершлаги I горизонта.

Шахтное поле по падению разделяется на 2..3 горизонта. Размер каждого горизонта по падению не должен быть более 1000--1200 м, а его запасов для разработки должно хватать не менее чем на 15 лет.

Стволы первоначально проходят только до отметки первого горизонта, а пласты вскрывают откаточным квершлагом. На него отрабатывают запасы бремсберговой части. По мере отработки этих запасов стволы заблаговременно углубляют до второго горизонта, а пласты вновь вскрывают откаточным квершлагом. В связи с этим квершлаги и получили название погоризонтных.

Для проветривания выработок первого горизонта в зависимости от глубины расположения верхней границы шахтного поля от поверхности проводят шурфы, один или несколько фланговых стволов. При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта используется как вентиляционный и проводится вентиляционный ствол до отметки первого горизонта.

Путем углубки стволов и проведения погоризонтных квершлагов вскрывают запасы третьего горизонта и т. д. Если угол падения пластов не превышает 18° и газовыделение не значитено, то для отработки запасов последнего горизонта нет необходимости углублять стволы и сооружать дорогостоящие околоствольные дворы, проводить квершлаги и пр. Эти запасы следует отрабатывать на откаточные выработки предпоследнего горизонта с использованием уклонных работ.

Для производства углубки стволов необходимо иметь углубочные отделения, оборудованное специальным одноклетевым подъемом с противовесом на большегрузную вагонетку.

Многогоризонтное вскрытие может применяться при любом способе подготовки шахтного поля.

Каждая бремсберговая часть шахтного поля имеет самостоятельный транспортный и подъемный горизонт; только при отработке последней ступени один транспортный горизонт последовательно обслуживает и бремсберговую и уклонную части.

Вскрытие шахтных полей вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами рекомендуется применять при углах наклона пластов до 18° и размерах шахтного поля по падению от 2,5 км и более.

2) главный наклонный ствол.

В соответствующих горно-геологических условиях проходят наклонные стволы, что обеспечивает определенные экономические и технические выгоды по сравнению со вскрытием вертикальными стволами.

Комбинированные способы вскрытия.

По технологическому назначению можно выделить четыре комплекса вскрывающих выработок и сооружений: угольный, породный, вспомогательный и вентиляционный. Комплексы эти могут выполнять только свои непосредственные функции: главный ствол -- выдавать уголь, вентиляционный -- подавать воздух в шахту и т.д. Однако рационально использовать каждую вскрывающую выработку для выполнения нескольких технологических функций. Так, вертикальный ствол, предназначенный для спуска-подъема людей, материалов и оборудования, служит и для подачи воздуха в шахту; по скиповому стволу не только поднимают на поверхность уголь и породу, но и отводят воздух из шахты.

Рис. 5 Схема комбинированного вскрытия шахтных полей наклонными и вертикальными стволами

1- главный наклонный ствол;

2- вспомогательный ствол;

3- углубленная часть вспомогательного ствола;

вспомогательная часть главного ствола;

4- квершлаг I горизонта;

5- квершлаг II горизонта;

6- фланговые вентиляционные шурфы;

7- фланговые вентиляционные стволы II горизонта;

8- вентиляционные квершлаги I горизонта.

Комбинированный способ вскрытия является результатом синтеза рациональных комплексов выработок по вскрытию с различным технологическим назначением применительно к конкретным условиям залегания пластов.

В настоящее время, используя преимущества поточного конвейерного транспорта, строят крупные шахты, на которых предусмотрены для выдачи горной массы на поверхность наклонные стволы, оборудованные мощными конвейерными установками. Для вспомогательных транспортных операций и вентиляции сооружают вертикальные стволы, а для того чтобы избавиться от трудоемкого и малопроизводительного канатного подъема по наклонным выработкам, проводят этажные квершлаги.

В последствии после расчета экономических затрат будет выбран более экономически выгодный способ.

Для каждого из выбранных вариантов рассчитываются все необходимые параметры.

Глубина ствола определяется по формуле:

h = h_н + L_бр?sinб + h_з, м,

где О_п - отметка поверхности;

О_г - отметка горизонта, до которого пройден ствол;

h_з - глубина зумпфа, у скипового ствола 20...40 м, у клетевого 7...10 м;

h_н - мощность наносов;

L_бр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля;

б - угол падения свиты пластов.

h = 55 + 950?sin12? + 30=282,5 м.

Глубина углубки

h = L_ук?sinб, м,

где L_ук - наклонная высота уклонной части шахтного поля;

h = 950? sin12? = 197,5 м.

Объем околоствольного двора

V_од = 1,4•А_ст+85•q+10•V_в+1700, мі,

где А_ст - суточная мощность шахты, т;

q - относительная газообильность, м³/т;

V_в - водоприток воды в шахту, м³/час;

V_од = 1,4•6000+85•20+10•155+1700= 13350 мі.

Причем это значение будет только для первого варианта; т.к. во втором варианте в качестве главного ствола используется наклонный ствол, вследствие того что нет необходимости в таких выработках и камер как бункер, камера опракида и др., объем околоствольного двора будет меньше на 20% меньше чем в первом варианте.

V_од = 13350·0,80= 10680 мі.

Коэффициент водообильности щ определяется по формуле:

,

где V_B - средне часовой приток воды в шахту, м³/час.

А_ст - суточная мощность шахты, т;

=0,62.

Определяем длину квершлага 2-гогоризонта для I -го варианта:

,м,

где H- длина шахтного поля по падению;

б - угол падения свиты пластов;

=1643 м.

Определяем длину квершлага для II -го варианта:

м,

где H- длина шахтного поля по падению;

б - угол падения свиты пластов;

- сумма мощностей всех вышележащих пластов;

- сумма расстояний между вышележащими пластами.

=1643 м.

Для выбора рационального способа вскрытия будем пользоваться методом сравнения вариантов:

1) выбор рационального способа вскрытия осуществляется путем экономического сравнения рассматриваемых вариантов;

2) при сравнении вариантов учитываются следующие статьи затрат:

а) капиталовложения первоначальные (до сдачи шахты в эксплуатацию) и будущих лет (после сдачи шахты в эксплуатацию);

б) эксплуатационные расходы на:

· проведение подготовительных выработок;

· поддержание подготовительных выработок;

· ремонт капитальных горных выработок;

· транспорт и подъем угля;

· реновацию капиталовложений;

· водоотлив (при щ > 1).

3) при сравнении вариантов учитываются только те затраты, на которые отличаются рассматриваемые схемы. Одинаковы расходы (проведение одних и тех же выработок равной длины и поперечного сечения, их поддержание, транспорт одинаковых объемов полезного ископаемого на равную длину одинаковыми средствами и др.) не учитываются.

Стоимость проведения горных выработок по вариантам

I ВАРИАНТ:

Главный вертикальный ствол:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Околоствольный двор:

где V_од - объем околоствольного двора, м³;

II ВАРИАНТ:

Главный наклонный ствол:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Околоствольный двор:

где V_од - объем околоствольного двора, м³.

Расчеты первоначальных капитальных затрат сводятся в таблицу 9 по вариантам.

Таблица 9

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина м	Стоимость проведения 1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, млн.тнг
Первый вариант
Главный вертикальный ствол	1	S=19,6	261		138,4
Околоствольный двор	1	V=13350	21989	293,5
Итого по первому варианту	432,0
Второй вариант
Главный наклонный ствол	1	S=15,6	817,1		261,9
Околоствольный двор	1	V=	21989	234,8
Итого по второму варианту	496,7

Капитальные затраты будущих лет (С_ПР) рассчитываются по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле

где С - капиталовложения, рассчитанные по действующим стоимостным параметрам;

Е - нормативный коэффициент приведения, Е =0,08;

t - период отдаления капиталовложений от базового периода, лет;

Если t > 20 лет, то принимается t = 20 лет;

К_ПР - коэффициент приведения;

.

Капитальные затраты будущих лет

I ВАРИАНТ:

Углубка главного вертикального ствола:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Квершлаг:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

.

II ВАРИАНТ:

Квершлаг:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Уклон:

где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);

с₁ и.с₂ - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 10 по вариантам.

Таблица 10

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2	Длина м	Стоимость проведения 1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, млн.тнг	Коэффициент приведения затрат	Стоимость приведенная, млн.тнг
Первый вариант
Углубка	1	19,6	197,5	530139	104,7	4,66	22,4
Квершлаг	3	17,6	1643	114008	561,9	4,66	120,5
Итого по первому варианту	142,9
Второй вариант
Квершлаг	3	17,6	1643	114008	561,9	4,66	120,5
Уклон	1	12,8	950	285437	271,1	4,66	58,1
Итого по второму варианту	178,7

В сравниваемых вариантах предусматривается применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно.

Затраты на ремонт капитальных горных выработок.

На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется 2,2% от первоначальной их стоимости. Результаты расчетов затрат на ремонт капитальных горных выработок сводятся в таблицу 11.

Таблица 11

Наименование выработки	Первоначальная стоимость выработки, млн.тнг	Срок службы выработки, лет	Отчисления на ремонт, млн. тнг/год	Общие затраты на ремонт, млн.тнг
Первый вариант
Главный вертикальный ствол	138,4	58,4	3,0	177,8
Углубка	104,7	29,2	2,3	67,2
Итого по первому варианту	245,1
Второй вариант
Главный наклонный ствол	261,9	58,4	5,7	336,5
Итого по второму варианту	336,5

Транспорт и подъем полезного ископаемого

I ВАРИАНТ:

Формула для расчета стоимости подъёма полезного ископаемого двухскиповыми подъемами.

Подъем с 1-го горизонта:

,



где - производительность подъема, ;

- высота подъема, ;

.

Подъем со 2 -го горизонта:

,

где - производительность подъема, ;

- высота подъема, ;

.

II ВАРИАНТ:

Формула для расчетов стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами.

Таблица I-3

Тип конвейера	Производительность, т/час	a	b	c
1ЛУ120	1000	132526	8024	6

Подъем по наклонному стволу:

где А - нагрузка на данную выработку;

L - дальность транспортирования,;

k_н - коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

;

б - угол наклона выработки, град.;

a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);



Подъем по уклону со 2-го гаризонта на 1-й:

где А - нагрузка на данную выработку;

L - дальность транспортирования,;

k_н - коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

;

б - угол наклона выработки, град.;

a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);

Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 12.

Таблица 12

Наименование выработки	Кол-во транспортируемого угля, млн.т	Стоимость транспортирования 1 т тнг.	Суммарные расходы на транспортирование, млн.тнг.
Первый вариант
Главный вертикальный ствол	49	36	1764
Главный вертикальный ствол	49	47	2303
Итого по первому варианту	4067
Второй вариант
Главный наклонный ствол	98	15	1470
Уклон	49	17	833
Итого по второму варианту	2303

Коэффициент водообильности меньше 1, поэтому затраты на водоотлив не учитываются.

Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 13.

Таблица 13

Статьи расходов	Величина расходов, млн.тнг.
	1 вариант	2 вариант
1	2	3
Капитальные вложения на проведение выработок а) в период строительства шахты б) будущих лет	432,0 142,9	496,7 178,7
Итого капитальных вложений, тыс.тнг	574,9	675,5
%%	100%	117%
Эксплуатационные расходы на: а) ремонт капитальных выработок б) транспорт и подъем	245,1 4067	336,5 2303
Итого эксплуатационных расходов, тыс.тнг	4312,1	2639,5
%%	100%	61%

Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К₁ и К₂) и эксплуатационных (Э₁ и Э₂) затрат, рассчитанных в таблице 13.

При К₁ < К₂ , а Э₁ > Э₂ то выбор рационального варианта производится с учетом срока окупаемости капитальных вложений , который определяется по формуле:

где А - годовая мощность шахты, млн.т;

Q_ПР - промышленные запасы шахтного поля, млн.т;

Т. к. t_o < 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат.

Исходя из этого наиболее выгодным будет использование второго варианта.

Список используемой литературы

1. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. М. Недра. 1986.

2. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. М. Недра. 1976.

3. Бурчаков А.С. и др. Проектирование шахт, М. Недра. 1985.

4. Сапицкий К.Ф. и др. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. М. Недра. 1981.

5.Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. М. МУП СССР. 1985.

6. Машины и оборудование для угольных шахт. Справочник. Под редакцией Герасимова В.П. и Хорина В.Н. М. Недра. 1986.

7. Бурчаков А.С. и др. Процессы подземных горных работ. М. Недра. 1982.

8. Бурчаков А.С, и др. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых. М. Недра. 1978.

9. Килячков А.П. Технология горного производства: Учебник для вузов. - 3-е изд., перераб. И доп. - М.: Недра, 1985.

Размещено на Allbest.ru