Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

[Введите текст]

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

Заключение

Литература

Введение

Угольная промышленность является одной из ведущих отраслей индустрий страны. Перспективы развития показывают, что уголь остается одним из основных видов технологического и энергетического топлива.

Угледобывающая отрасль Казахстана, пережив нелегкие времена, сегодня занимает ключевые позиции в экономике страны. С начала независимости республики шахтерами страны добыто свыше 1 миллиарда 200 миллионов тонн "черного золота".

По подтвержденным запасам угля Казахстан занимает 8 место в мире и содержит в недрах 4 % от общемирового объема запасов. Наиболее ценные для промышленности энергетические и коксующиеся угли сосредоточены на 16 месторождениях.

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 сто процентную загрузку коксохимического производства, полностью удовлетворяет потребности в топливе коммунально-бытового сектора и населения.

Подводя итог современного состояния отрасли можно с уверенностью сказать о ее практически полном и успешном вхождении в рыночную экономику.

Шахтёрам страны есть чем гордиться, сейчас угольная отрасль - на подъеме. Она развивается быстрыми темпами. Это стало возможным благодаря проведенному комплексу организационных мероприятий, обеспечившего дальнейшее стабильное функционирование отрасли, реализацию инвестиционных процессов. Крупнейшими производителями угля в Казахстане являются предприятия Павлодарской области: ТОО «Богатырь АксесКомир», разрез «Восточный» ОАО «Евроазиатская энергетическая корпорация», ЗАО «Майкубен - Вест» и Карагандинской: Угольный департамент ОАО «МитталСтил Темиртау» и Угольный департамент «Борлы» корпорации «Казахмыс».

Общий объем экспорта угля стабилизировался на уровне 22-27 млн. тонн. 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.

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.

Дисциплина «Технология подземных горных работ» входит в цикл базовых дисциплин целью, которой является об основных параметрах горного предприятия. Задачи освоения знаний по технологии, механизации и организации подземной добычи твердых полезных ископаемых.

Основные технические направления дальнейшего совершенствования технологии подземных горных работ. Повышение эффективности технологических схем путем комплексной механизации горных работ и оптимизации параметров используемого оборудования; разработка и внедрение новых технологических схем; рациональная комплектация оборудования; расширение области применения прогрессивных технологических решений и более совершенных форм организации и управления горными работами.

Научно-техническая политика Республики Казахстан на современном этапе ориентировано на концентрацию ресурсов по приоритетным направлениям экономического развития. Определяемыми государственными научно-техническими программами.

Выполнение их направленно на повышение экономического потенциала, преодоление сырьевой направленности промышленности, усиления экспортной экспансии страны и упрочение её позицией на внешнем рынке, развитие импорта замещающих производств на основе инновационной деятельности, повышение технического уровня производств формирование законченных технологических процессов с выпуском готовой продукции.

Одним из важнейших факторов устойчивого экономического развития страны - это производство металла, угля и нефти, предназначенных для потребностей внутреннего рынка и международной торговли.



1. Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

Месторождение, для которого разрабатывалась курсовая работа, представлен свитой угольных пластов. Все три пласта имеют средне-динамическую мощность: верхнего пласта - 2,7 м, среднего пласта-2,6 м, и нижнего пласта-2,9 м. Угол падения свиты пласта равен 12°. Расстояние между верхним и средним пластом 60 м, между средним и нижним 65 м. Плотность угля г=1,43т/мі. По относительной метанообильности qш=20 мі/т шахта относится к сверхкатегорной. Шахта относительно сухая, приток воды составляет 145мі/час. Мощность наносов составляет 55 м. Размеры шахтного поля L=6000м, Н=1800м, соответственно по простиранию и по падению.

шахта угольный пласт разработка

Таблица 1 - Характеристика угольных пластов

Индексы пластов	Среднединамическая мощность пласта, м	Плотность угля, т/м3	Производительность пласта, т/м2	Расстояние до вышележащего пласта, м
1 2 3	2,7 2,6 2,9	1,43 1,43 1,43	3,9 3,7 4,1	? 60 65

Здесь 3 - число пластов в свите.

В пределах шахтного поля заключены разведанные запасы полезного ископаемого. Различают геологические, балансовые и забалансовые запасы.



Рис. 1

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

QБi = LHmг ,

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:



Промышленные запасы определяются путем вычитания из балансовых запасов работаных потерь, которые принимаются в следующих пределах (в %% от балансовых запасов):

эксплуатационные потери - 6%;

общешахтные - потери в предохранительных целиках - 6%;

горно-геологические, т.е. связанные с горно-геологическими нарушениями - 6%.

Общие потери составляют 18%.

Таблица 2 - Балансовые запасы шахтного поля, обоснование потерь и промышленных запасов

Индекс пласта	Балансовые запасы, млн.т	Проектные потери, млн.т	Всего потерь, млн.т	Промышленные запасы, млн.т
		В предохранительных целиках	По горно-геологическим условиям	Эксплуатационные
1 2 3	41,7 40,1 44,8	2,5 2,4 2,7	2,5 2,4 2,7	2,5 2,4 2,7	7,5 7,2 8,1	34,2 32,9 36,7
Итого млн, т	126,6	7,6	7,6	7,6	22,8	103,8
%	100%	6%	6%	6%	18%	82%

Расчет потерь и промышленных запасов производится по каждому из пластов, принятых к разработке в пределах рассматриваемого шахтного поля, а затем суммируются по всему шахтному полю.

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 - Типовые мощности угольных шахт

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 (ТН, лет) и годовая производственная мощность шахты (АГ, млн.т/год) связаны выражением:

, лет (1)

Здесь QП - промышленные запасы шахтного поля, млн. т.

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



, лет, (2)

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

, лет (3)

Значение tРЗ округляется до целого в большую сторону.

Для определения мощности составляется таблица 4. Из таблицы 4 принимается такая мощность шахты, которой соответствует полный срок службы шахты, находящийся в пределах 50..60 лет.

Таблица 4 - Обоснование мощности шахты

АГ, млн.т/год	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6
, лет	84,4	70,3	60,3	52,8	42,2	35,2
, лет	3,5	3,9	4,3	4,7	5,5	6,2
, лет	88,0	74,0	65,0	57,0	48,0	42,0

Из данной таблицы принимается такая мощность шахты, которой соответствует полный срок службы шахты, находящийся в пределах 50-60 лет.

Согласно полученным результатам выбирается срок работы шахты - 57 лет, таким образом, суточная мощность шахты - 8000 тонн, годовая мощность шахты - 2,4 млн. тонн.

Режим работы шахты принимается в соответствии с действующими нормами и законодательными актами. При проектировании 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.

Для механизированного комплекса была выбрана крепь в соответствии с вынимаемой мощностью которой, удовлетворяет данному месторождению. Так как мощности пластов данного месторождения первого -2,7 м, второго -2,6 м, третьего -2,9м, угол падения свиты пластов 12°,выбирается крепь ДБТ 4 (Германия), характеристика которой представлена в таблице 5.

Таблица 5 - Механизированные крепи для угольных пластов

Тип крепи	Вынимаемая мощность пласта, м; от…до	Площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, м2
ДБТ 4 (Германия)	1,2-5,2	S = 1,4m +2,0



Выбор механизированного комплекса необходимо начинать с крепи, которая подбирается по мощности и углу падения пласта (таблица 5). Для каждого комплекса предусматривается определенный тип выемочной машины (таблица 6). Однако конструкции крепи и конвейера допускают применение нескольких видов комбайнов, поэтому для конкретных горно-геологических условий выбор выемочной машины (узкозахватного комбайна) производится на основе анализа вынимаемой мощности, угла падения и сопротивляемости угольного пласта резанию.

Таблица 6 - Узкозахватные комбайны для выемки угольных пластов

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

Выбор схемы работы комбайна.

Для пластов 1 и 2 применяется челноковая схема, а для пласта 3 применяется выемка уступами (сначала верхний, а при обратном ходе - нижний уступ).

Для крепи выбрана выемочная машина-очистной комбайн КВП 2 (Россия) учитывая данные мощности пластов и угол падения. Вынимаемая мощность пластов комбайном КВП 2 (Россия) от 1,0 до 3,5 м, ширина захвата 0,8, скорость подачи 15 м/мин.

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

AТ = n(T - tПЗ)mrгvkCPkM, т/сутки, (4)

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;

tПЗ - продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; tПЗ = 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 = 0,80vT;

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

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

kM - коэффициент машинного времени, kM = 0,4.

Расчет нагрузки на очистной забой по условиям проветривания производится по формуле:

, т/сутки, (5)

где vВ - допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, vВ = 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 %;

kВП - коэффициент, учитывающий движение части воздуха за призабойной частью выработанного пространства, kВП = 1.3;

qЛ - относительное метановыделение в исходящую струю воздуха из лавы, м3/т суточной добычи,

qЛ = 0.3 qШ; (6)

qШ - относительная метанообильность шахты, т/м3.

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

A = min{AT; AП}.

Результаты расчетов представляются в таблице 7.

Таблица 7 - Результаты расчетов нагрузки на забой

Индекс пласта	Механизированный комплекс	Комбайн	Нагрузка на забой, т/сутки
1	ДБТ 4 (Германия)	КВП (Россия)	4328
2	ДБТ 4 (Германия)	КВП (Россия)	4223
3	ДБТ 4 (Германия)	КВП (Россия)	4537



4. Способ подготовки шахтного поля и система
разработки угольных пластов

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

С учетом данных горно-геологических условий (угол наклона свиты пластов 12°, размер шахтного поля по простиранию 6000 м.) целесообразно принять погоризонтный способ подготовки шахтного поля.

Погоризонтный способ подготовки.

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. 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 (столбе) размещают одну или две лавы, забои которых располагаются по простиранию и перемещаются по падению пласта в бремсберговой части шахтного поля и по восстанию -- в уклонной. Лавы обслуживаются наклонными выработками.

Погоризонтный способ подготовки применяют: на пластах с углами падения до 10-12° и мощностью до 3,5-4 м, когда выемочный столб отрабатывают по падению, и до 6--8°, если выемка запасов происходит по восстанию пласта, а его мощность не превышает 2 м; при любой газоносности пластов и чем она выше, тем предпочтительнее применение этого способа; умеренной водообильности вмещающих пород. Погоризонтному способу также отдают предпочтение при сложной гипсометрии пласта, так как выемочные выработки в столбе проводят по направлению, что обеспечивает их параллельность, а также при наличии непереходимых геологических нарушений с расположением, близким к линии падения пласта, между которыми и размещаются выемочные столбы.

Применение погоризонтного способа подготовки обусловлено расширением объема применения механизированных комплексов, для которых необходимо иметь стабильную длину лавы, а также увеличением природной газоносности пластов из-за перехода горных работ на большую глубину. При этом снижаются капитальные затраты на подготовку новых горизонтов, обеспечиваются условия для более производительной работы механизированных комплексов и, следовательно, роста нагрузки на лаву, обособленного проветривания источников выделения метана. Упрощается схема подземного транспорта.

Недостатки погоризонтного способа связаны с дополнительными трудностями, обусловленными проведением, особенно на шахтах, сверхкатегорных по газу (метану), и эксплуатацией длинных наклонных выработок.

Учитывая выбранный погоризонтный способ подготовки шахтного поля возможны системы разработки с выемкой столбов по падению или по восстанию, одинарными или спаренными лавами, с повторным использованием транспортной выработки для вентиляции или проходкой выработки для вентиляции вприсечку.

Для данной горной геологической условий принимается система разработки длинными столбами по падению одинарными лавами.

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

Обоснование основных параметров подготовки шахтного поля:

Длина очистного забоя т.к. разрабатываются пласты среднединамической мощности 2,7 м, 2,6 м, 2,9 м с применением механизированных крепей и узкозахватных комбайнов.

При погоризонтном способе подготовки и делении шахтного поля на два горизонта размер выемочного поля (столба по падению-восстанию) будет равен:



Где Н - размер шахтного поля по падению, м.

Время отработки выемочного поля TВП, лет:

, лет, (8)

где LЛ - длина лавы, м;

m - вынимаемая мощность пласта, м;

г - плотность угля, т/м3;

А - суточная нагрузка на забой, сутки.

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 - Максимально возможные нагрузки на пласты

Индекс пласта	Нагрузка на забой, т/сутки	Кол-во забоев	Добыча из очистных забоев, т/сутки	Добыча из подготовительных забоев, т/сутки	Нагрузка на пласт, т/сутки
1	4328	2	8656	432	9088
2	4223	2	8446	422	8868
3	4537	2	9074	453	9527

Для определения максимально возможных нагрузок на каждый пласт (таблица 8):

производится расстановка очистных забоев с учетом выбранного способа подготовки шахтного поля, от которого зависит количество одновременно работающих очистных забоев;

учитывается попутная добыча, получаемая при проведении подготовительных выработок, которая составляет в зависимости от мощности пласта 5..10 % 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 АГР:

Определяется резерв добычи по периодам отработки пластов



%, (9)

где АСР, АСТ - соответственно рассчитанная суммарная нагрузка на группу пластов и типовая суточная мощность шахты.

Первый период, отрабатывается пласт 1, двумя забоями, при этом, суточная нагрузка на пласт составляет 9088, что больше требуемой суточной нагрузки по шахте.

R1== ((9088/8000)-1)*100% = 13,6%

Что достаточно для обеспечения суточной мощности шахты.

Второй период, дорабатывается пласт 2, двумя забоями, при этом нагрузка на пласт составляет 8868, что больше суточной нагрузки по шахте.

R2== ((8868/8000)-1)*100% = 10,8%

Что достаточно для обеспечения суточной мощности шахты.

Третий период, отрабатывается пласт 3, двумя забоями, при этом, суточная нагрузка на пласт составляет 9527, что значительно больше суточной нагрузки по шахте.1

R3== ((9527/8000)-1)*100% = 19,0%

Что достаточно для обеспечения суточной мощности шахты.

Годовая мощность шахты по товарному углю определяется по формуле:



. (10)

6. Вскрытие шахтного поля

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

угол падения свиты пластов - 12°;

выбранный способ подготовки шахтного поля - погоризонтный способ;

размеры шахтного поля - 6000Ч1800 м;

мощность наносов - 55 м.

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

1вариант. Двухгоризонтное вскрытие пологих пластов вертикальными стволамии погоризонтными квершлагами.

При двухгоризонтном вскрытие шахтного поля в качестве главного ствола принят вертикальный ствол, который параллельно переходит квершлагу I горизонта и углубляется до квершлага II горизонта. Параллельно главному стволу проходит вертикальный вспомогательный ствол. Главные и вспомогательные стволы проходят через вышележащий пласт.

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. Вертикальные стволы обычно пересекают породы и пласты полезного ископаемого при горизонтальном, пологом и наклонном их залегании (рис.4).



Рис - 4. Схема двухгоризонтного 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 горизонта. Размер каждого горизонта по падению не должен быть более 2200 м, а его запасов для разработки должно хватать не менее чем на 28,5 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.

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.

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 вариант. Двухгоризонтное вскрытие главным наклонным стволом, вспомогательным вертикальным стволом и погоризонтными квершлагами.

В соответствующих горно-геологических условиях проходят наклонные стволы, что обеспечивает определенные экономические и технические выгоды по сравнению со вскрытием вертикальными стволами. Наклонные стволы обычно проходят по пласту и, как исключение, по породам лежачего или висячего бока.

При двухгоризонтной схеме вскрытия в качестве главного ствола принимаем наклонный ствол, который переходит в квершлаг Iгоризонта.

В качестве вспомогательного ствола принимается вертикальный ствол, который параллельно переходит через квершлаг Iгоризонта и углубляется до квершлага II горизонта. Вспомогательные и главные стволы проходят через нижележащий пласт.

Рис - 5. Двухгоризонтная схема вскрытие главным наклонным стволом, вспомогательным вертикальным стволом и погоризонтным квершлагами: 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

Главный ствол предназначен для подъема полезного ископаемого и оборудуется ленточными конвейерами. Из вспомогательного производится подъем породы из шахты и спуск оборудования и материалов в шахту, спуск и подъем людей. Для вспомогательных транспортных операций и вентиляции сооружается вертикальный стол, а для того, чтобы избавиться от трудоемкого и малопроизводительного канатного подъема по наклонным выработкам, проводят этажные квершлаги.

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 был выбран более экономически выгодный способ.

Для каждого из выбранных вариантов рассчитывались все необходимые параметры.

Таблица 8- Выработки, учитываемые при сравнении вариантов

Наименование выработки	Количество выработок	Сечение,м2 (объём,м3)	Длина, м
Главный вертикальный ствол	1	23,7	272
Углубка главного ствола	1	23,7	187
Околоствольный двор	1	V=16050
Квершлаг II горизонта	3	17,6	1521
2 вариант
Главный наклонный ствол	1	14,5	781
Околоствольный двор	1	V=12840
Квершлаг II горизонта	3	17,6	1521
Транспортный уклон	1	13.6	900

Для выбора рационального способа вскрытия был использован метод 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 учитывались только те затраты, на которые отличаются рассматриваемые схемы. Одинаковые 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 учитывались.

Расчет параметров вскрытия шахтного поля:

1 вариант - Двухгоризонтное вскрытие пологих пластов вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами.

Глубина ствола определяется по одной из формул:

h = hн + Lбр?sinб + hз, (11)

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

hн - мощность наносов;

Lбр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля;

б - угол падения свиты пластов.

Глубина углубки

h = (H - Lбр)?sinб, (12)

где H - размер шахтного поля по падению.

Объем околоствольного двора

Vод = 1.4•Аст+85•q+10•Vв+1700, (13)

Аст - суточная мощность шахты, т;

q - относительная газообильность, м3/т;

Vв - водоприток воды в шахту, м3/час.

Длина квершлага определяется по формуле:



Площади поперечных сечений (S) скиповых стволов определяются с учетом размеров оборудования, работающего в стволе, и в учебных расчетах диаметры стволов в свету принимаются равными 5 м, если годовая мощность шахты не более 2,4 млн.т, и 5,5 м, если годовая мощность шахты более 2,4 млн.т.

Площади поперечных сечений клетевых стволов определяются с учетом количества воздуха, поступающего по стволу (Q)

, (14)

где VД - максимально допустимая скорость движения воздуха по стволу;

для грузо-людских стволов 8 м/с, для грузовых 12 м/с;

Q - количество воздуха, поступающего через ствол в шахту, м3/с;

, (15)

kР - коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, kР =1.6...1.8;

d - максимально допустимое по ПБ содержание газа в исходящей струе воздуха из шахты, d = 0,75 %.



Все рассчитанные площади поперечного сечения округляются в большую сторону до ближайшего типового сечения.

Сроки отработки отдельных частей шахтного поля (этажей, панелей, горизонтов) определяются делением запасов этих частей на годовую добычу шахты.

Коэффициент водообильности щ определяется по формуле

, (16)

где VB - среднечасовой приток воды в шахту, м3/час.

2 вариант - Двухгоризонтное вскрытие главным наклонным стволом, вспомогательным вертикальным стволом и погоризонтными квершлагами.

Длина главного наклонного ствола:

где - мощность наносов,м;

H -длина шахтного поля,м;

- угол наклона главного наклонного ствола;

- угол наклона залегания пластов.

Площадь сечения - 14,5м2.

Объем околоствольного двора:

Длина квершлага определяется:

где H - длина шахтного поля.

Площадь сечения - 17,6 м2.

Длина уклона рассчитывается по формуле:

где Н - длина шахтного поля, м;

- длина бремсберга, м.

Площадь сечения - 13,2м2.

Количество квершлагов:

где - количество воздуха, поступающего через ствол в шахту, куб.м/с.

Стоимость проведения горных выработок

1 вариант:

Главный вертикальный ствол:

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

с1и с2 - эмпирические коэффициенты: с1 = 72700; с2 = 5130.

S - площадь поперечного сечения ствола в свету, м2;

Околоствольный двор:

где - объем околоствольного двора, м3.

2 вариант:

Главный наклонный ствол:

где b = 3,06

с1 = 40800; с2 =4100.

Околоствольный двор:

Расчеты первоначальных капитальных затрат сводятся в таблицу 10 по вариантам.



Таблица 10 - Первоначальные капитальные затраты

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина, м	Стоимость проведения 1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, тыс.тнг
Первый вариант
Главный верт.ствол	1	23,7	272		161,7
Околоствольный двор	1	16050		21989	352,9
Итого по первому варианту	514,6
Второй вариант
Главный наклонный ствол	1	14,5	781	306765	239,5
Околоствольный двор	1	12840		21989	282,3
Итого по второму варианту	521,8

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

; (17)

КПР = (1 + Е)t, (18)

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;

КПР - коэффициент приведения.

Капитальные затраты будущих лет:

1 вариант:

Углубка главного вертикального ствола:

594500=832300

Квершлаг:

где b = 1,34;

.

2 вариант:

Уклон:

где b = 1,34;

Квершлаг:

где b = 1,34;

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 11 по вариантам.

Таблица 11 - Капитальные затраты будущих лет

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина м	Стоимость проведения 1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, тыс.тнг	Коэффициент приведения затрат	Стоимость приведенная, тыс.тнг
Первый вариант
Углубка гл.ствола	1	23,7	187	832300	155,6	4,66	33,4
Квершлаг 2 гор	3	17,6	1521	114007	520,2	4,66	111,6
Итого по первому варианту	145
Второй вариант
Уклон со 2 гор.на 1 гор.	1	13,6	900	53868	48,5	4,66	10,4
Квершлаг 2 гор	3	17,6	1521	114007	520,2	4,66	111,6
Итого по второму варианту	122

Эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются в том случае, если в сравниваемых вариантах предусматривается применение разных способов подготовки шахтного поля. Если же в сравниваемых вариантах предусматривается применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно и данная статья затрат может не учитываться. Если эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице, аналогичной таблице 10.

Тот же порядок расчетов применим и к эксплуатационным затратам на поддержание подготовительных горных выработок. Если эксплуатационные затраты на поддержание подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице 12.

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 13.

Таблица 13

Наименование выработки	Первоначальная стоимость выработки, тыс.тнг	Срок службы выработки, лет	Отчисления на ремонт, тнг/год	Общие затраты на ремонт, тыс.тнг
Первый вариант
Главный вертикальный ствол до 1 гор.	161,7	57	3,5	199,5
Углубленная часть верт.ствола	33,4	28,5	0,7	20,9
Итого по первому варианту	220,4
Второй вариант
Главный наклонный	239,5	57	5,3	302,1
Итого по второму варианту	302,1

Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 14.

Таблица 14

Наименование выработки	Кол-во транспортируемого угля, млн.т	Стоимость транспортирования 1 т тнг.	Суммарные расходы на транспортирование, тыс.тнг.
Первый вариант
Главный вертикальный ствол с 1 горизонта	51,9	34,6	1795,7
Главный вертикальный ствол со 2 горизонта	51,9	44,7	2319,9
Итого по первому варианту	4115,6
Второй вариант
Главный наклонный ствол	103,8	10,4	1079,5
Уклон	51,9	11,5	596,8
Итого по второму варианту	1676,3

Затраты на водоотлив рассчитываются в том случае, если коэффициент водообильностищ1. Т. к. коэффициент водообильности меньше 1, то затраты на водоотлив не учитываются.

Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 16.

Таблица 16

Статьи расходов	Величина расходов, тыс.тнг.
	1 вариант	2 вариант
1	2	3
Капитальные вложения на проведение выработок: а) в период строительства шахты б) будущих лет	514,6 145,0	521,8 122,0
Итого капитальных вложений, млн.тнг	635,6	643,8
Эксплуатационные расходы: ремонт кап. выработок на транспорт и подъем	220,4 4115,6	302,1 1676,3
Итого эксплуатационных расходов, млн.тнг	4336,0	1978,4

Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К1и К2) и эксплуатационных (Э1 и Э2) затрат, рассчитанных в таблице 12.

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

где А- годовая мощность шахты,млн.т;

- промышленные запасы шахтного поля,млн.т.

лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат. Поэтому экономически выгоднее применить 2 вариант вскрытия шахтного поля, который предусматривает в качестве главного ствола - наклонный ствол при погоризонтной системе подготовки.



Заключение

По итогам двух конкурентоспособных вариантов вскрытия шахтного поля: вертикальным стволом и наклонным стволом, был выбран один наиболее экономически выгодный. В данном случае экономически выгодно использовать второй вариант вскрытия шахтного поля, т.е. вскрытие пластов наклонным стволом.

При вскрытии пластов наклонным стволом с поверхности до нижней границы первого этажа по падению пласта примерно в центре шахтного поля проведён один главный наклонный ствол, и один вспомогательный вертикальный ствол.

Главный ствол предназначен для подъема полезного ископаемого и оборудуется ленточными конвейерами. Вспомогательный ствол - грузо-людской используется для подъема породы из шахты и спуска оборудования и материалов в шахту, а также служит для спуска-подъема людей. Достоинства вскрытия пластов наклонным стволом:

-относительно небольшие первоначальные затраты, связанные со вскрытием шахтного поля и оборудованием поверхности;

-быстрый ввод шахты в эксплуатацию. Исследования показывают,

что срок строительства шахты с наклонными стволами примерно на 20--30% меньше, а затраты на 30% ниже, чем при сооружении в аналогичных условиях шахты с вертикальными стволами;

-при проходке стволов по пласту имеется возможность получения дополнительных геологоразведочных данных и использования попутно добытого угля для нужд строительства;

-проще схема подземного транспорта, его трудоемкость на 20% меньше, чем при вскрытии вертикальными стволами;

К недостаткам рассматриваемого способа вскрытия относятся:

-значительные расходы на поддержание наклонных стволов вследствие большей их длины по сравнению с вертикальными, пройденными на ту же глубину, а также более сильного проявления горного давления боковых пород;

-большое сопротивление крепи наклонных стволов движению воздуха;

-ограниченная пропускная способность вспомогательного канатного подъема по наклонным стволам по сравнению с вертикальными в связи с большей их длиной, меньшей допустимой скоростью движения подъемных сосудов.



Литература

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. Работаирование шахт, М.: Недра, 1985.

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

5.Нормы технологического работаирования 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