Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агентство по образованию Российской Федерации

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

"СИБИРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ИНДУСТРИАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ"

Курсовая работа по дисциплине

«ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА ШАХТНОГО ПОЛЯ».

Междуреченск 2010г.

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1. Горно-геологическая характеристика месторождения

2. Выбор принципиальной технологической схемы шахты

3. Основные параметры шахты

3.1 Промышленные запасы шахтного поля

3.2 Проектная мощность. Срок службы шахты

3.3. Действующая или общая линия очистных забоев

3.4 Нагрузка на очистной забой

3.5 Режим работы шахты

4. Вскрытие пластов в шахтном поле

4.1. Альтернативные варианты вскрытия пластов в шахтном поле

4.1.1 Вскрытие вертикальными стволами и горизонтными квершлагами

4.1.2 Комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом и восходящим проветриванием уклонных панелей

5. Расчет затрат и выбор рационального варианта

6. Подготовка и порядок разработки пластов

Заключение

Список использованной литературы

ВВЕДЕНИЕ

Одним из основных видов топлива был и пока еще остаётся уголь. Общие геологические запасы угля в России оцениваются в 4 трлн тонн.

В данном курсовом проекте я разрабатываю горное предприятие.

Цель курсовой работы - формирование первых навыков самостоятельного решения задач конструирования, проектирования и организации горных работ, необходимых горному инженеру в предстоящей практической деятельности.

Задачей работы - выбор и проектирование рациональных вариантов планировки (раскройки), вскрытия и подготовки шахтного поля, горизонтов, выемочных полей и участков.

В курсовой работе необходимо применять современные прогрессивные методы проектирования и оптимизации параметров шахт, творчески использовать передовой производственный опыт, для повышения качества проектирования.

1. ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Тектоника:

Пласт 1 - самый нижний пласт. Имеет мощность 1,6 м. Почва и кровля представлены алевролитами.

Пласт 2 - залегает, в среднем на 40 м., стратиграфически выше пласта 1. Мощность его составляет 2,2 м. Кровля и почва пласта - устойчивые.

Пласт 3 - залегает на 60 м. выше пласта 2, мощность пласта составляет 2,5 м. Почву и кровлю пласта обычно слагают достаточно устойчивые алевролиты.

Пласт 4 - залегает на 120 м. выше пласта 3 и является самым верхним пластом, мощность пласта составляет 1,8м. Кровля пласта представлена неустойчивыми породами.

месторождение шахтное поле вскрытие пласт

2. ВЫБОР ПРИНЦИПИАЛЬНОЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ШАХТЫ

Технологическая схема разработки считается экономичной не только вследствие малых эксплуатационных затрат на выполнения всех производственных процессов технологии, но и одновременно и вследствие невысоких капитальных затрат на строительство и развитие шахты; величина этих затрат прямым образом зависит от объёма горных работ по проведению горных выработок, схем вскрытия и подготовки, от объёма зданий и сооружений, применяемых средств механизации и их стоимости .

Для отработки пластов с углами падения 11° применяются механизированные комплексы.

Для дальнейшего улучшения технико-экономических показателей работы шахт, рассмотренные выше способ вскрытия и подготовки шахтного поля должен совершенствоваться. При этом основным направлением является строительство крупной шахты производственной мощностью 1,8 млн.т. угля в год.

Способ подготовки шахтного поля и систему разработки следует рассматривать как единое целое, это уменьшит объём проводимых горных выработок, упростит схему транспортирования и вентиляции. Исходя из параметров залегания пластов, наиболее полно отвечает панельная схема подготовки. Длинными столбами по простиранию 3600м т.к. если отрабатывать по падению мы сталкиваемся с рядом трудностей. Длину выемочных столбов следует принимать максимальной 200 м.

Система разработки длинными столбами по простиранию.

Технические средства очистных и подготовительных работ выбираются соответственно исходя от исходных данных.

3. ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ШАХТЫ

3.1 Промышленные запасы шахтного поля

Геологические запасы Z геол угля в шахтном поле состоят из балансовых и забалансовых.

Геологические запасы - общее количество запасов полезного ископаемого месторождения и его части.

Z геол = Z бал + Z заб , т; (3.1)

где Z бал - балансовые запасы шахтного поля, т;

Z заб - забалансовые запасы шахтного поля, т;

Балансовые запасы -это запасы, использование которых в промышленности при существующем уровне техники и технологии экономически целесообразно.

Z бал = Z пром + Z п т, (3.2)

где Z пром - промышленные запасы, т;

Z п - проекные потери, т;

В идеальном случае шахтное поле имеет форму прямоугольника.

Балансовые запасы могут быть определены по формуле:

Z бал= S*H* г*?m, т; (3.3)

где S - размер шахтного поля по простиранию, м; S = 5000 м;

H - размер шахтного поля по падению, м; H = 3600 м;

г - плотность угля соответствующих пластов, т/м³; г = 1,3 т/ м³;

?m -суммарная мощность пластов в шахтном поле, м;

Z бал = 5000*3600*1,3*(2,2+1,6+2,5+1,8) = 189540000 т.

Потери полезного ископаемого разделяются на три группы:

1) Общешахтные потери - потери в предохранительных и барьерных целиках Z п.о.

Z п.о. = Z бал*Kп.о. ,т; (3.4)

При коэффициенте общешахтных потерь, Kп.о.= 0,02, величина общешахтных потерь составляет:

Z п.о. = 189540000*0,02= 3790800 т.

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

3) Потери эксплуатационные Z экспл, которые включают:

- потери по площади (не вынимаемые части целиков у подготовительных выработок, в очистном пространстве и на границах выемочных участков) и по мощности пласта (пачки угля, оставляемые в кровле, почве или между слоями пласта в очистных и подготовительных выработках);

- потери от неправильного ведения горных работ (целики, оставляемые вследствие завалов или затопления выработки);

- противопожарные целики, изолирующие отдельные части шахтного поля друг от друга;

- опорные целики, временно удерживающие породы кровли пласта от обрушения в выработанное пространство;

- потери отбитого угля в результате неполной выдачи его из очистного забоя, при взрывных работах, при транспортировании по выработкам.

Z экспл = (Z бал - Z п.о.)* Kп.э, т; (3.5)

Поскольку разрабатываемые пласты относятся к средним по мощности, коэффициент эксплуатационных потерь можно принять 0,10. Тогда эксплуатационные потери составят:

Z экспл = (189540000 - 3790800)*0,1= 18574920 т;

Часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхность при разработке месторождения, называется промышленными запасами.

Z пром = Z бал - Z п.о. - Z экспл ,т; (3.6)

Промышленные запасы равны:

Z пром = 189540000 - 3790800- 18574920 = 167174280 т;

По степени подготовленности к добыче промышленные запасы разделяются на:

а) вскрытые - запасы, к которым обеспечен доступ с поверхности с помощью горных выработок;

б) подготовленные - запасы для разработки, которых подведены основные подготовительные выработки;

в) готовые к выемке - запасы для разработки, которых пройдены все подготовительные и очистные выработки, смонтировано оборудование и выполнены все прочие работы, позволяющие приступить к выемке угля;

3.2 Проектная мощность. Срок службы шахты

Проектная мощность шахты - максимально возможная добыча угля, установленного качества в единицу времени, определенная проектом строительства или реконструкции шахты. Различают суточную и годовую мощность шахты.

Проектную мощность шахты можно определить по формуле А.С. Малкина:

 тыс.т; (3.7)

где К_н - коэффициент надежности технологической цепи шахты, Кн = 0.8;

К_пл - коэффициент, учитывающий влияние числа пластов в шахтном поле;

Кз - коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой;

Z_пром - промышленные запасы шахтного поля, тыс. т;

Z пром =167174,280тыс. т;

?m_o - суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

?m - суммарная мощность всех работающих пластов в шахтном поле, м;

Кг - коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки и угла падения пластов.

Коэффициент К_пл определяется по формуле:

; (3.8)

где К_пл - коэффициент, учитывающий влияние числа пластов в шахтном поле;

n_о - количество одновременно разрабатываемых пластов, no= 2;

n - количество разрабатываемых пластов в шахтном поле, n = 4;

Kпл = (2 + v(4-2)) v4 =1,7;

Нагрузка на очистной забой определяется по формуле:

А_м = N*m_{ср. о}*l*r*n_c*г*C, т/мес ; (3.9)

где А_м - нагрузка на очистной забой, т /мес.;

N - количество рабочих дней в месяц, N=25;

m_{ср. о} - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле,м;

l - длина лавы, м, l = 200м;

r - ширина захвата комбайна (ширина вынимаемой полосы), r = 0,63 м ;

n_c - количество стружек за одни сутки; nc = 12;

г - плотность угля, т/м³, г = 1,3 т/м³;

C- коэффициент извлечения угля из очистного забоя , C =0,95;

Средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле рассчитывается по формуле:

mср.о= ?mо / nо, м; (3.10)

где ?m_o - суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м; ?mo = 3,8 м; m1 = 1,6 м, m2 = 2,2 м;

n_о - количество одновременно разрабатываемых пластов, no= 2;

mср.о = 3,8/ 2 = 1,9 м;

Ам = 25*3,8*200*0,63*12*1,3*0,95 = 177395 т/мес.

Коэффициент Кз определяется по формуле:

Кз = v ц* Aм* mср / m_ср.о ; (3.11)

где Кз - коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой;

ц - коэффициент, учитывающий степень влияния средней нагрузки на очистной забой, ц = 0,0016;

А_м - нагрузка на очистной забой, т /мес, Ам = 177395 т/мес;

m_ср.о. - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов, м,

mср.о = 3,8 м;

m_ср - средняя мощность рабочих пластов, м;

Средняя мощность угольных пластов в шахтном поле рассчитывается по формуле:

mср = ?m / n, м; (3.12)

где ?m - суммарная мощность всех работающих пластов в шахтном поле, м;

?m = 8,1; m1 = 1,6 м, m2 = 2,2 м; m3 = 2,5 м, m4 = 1,8 м;

n - количество разрабатываемых пластов в шахтном поле, n = 4;

mср = 8,1 / 4 = 2,03 м ;

Кз = v 0,0016* 177395 *2,03/ 3,8 = 12,3;

Коэффициент Кг определяется по формуле:

Кг = 1+ Ho / ( Ho + H *sin б); (3.13)

где Кг - коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки и угла падения пластов.

Но - глубина верхней границы шахтного поля, м; Ho = 10 м;

б - угол падения пластов, градусы;

H - размер шахтного поля по падению, м; H = 3600 м;

Кг = 1 + 10 / ( 10+ 3600*sin11) = 1,01;

Aг = 0,8 *(1,7+12,3)* v167174,280*(3,8 / 8,1)*1,01 = 3147 тыс.т;

Примем ближайшее значение проектной мощности из типового ряда:

Aг = 3,0 млн.т в год.

Срок службы шахты Тр определяется из выражения:

Тр = Z пром / Aг , года; (3.14)

где Тр - срок службы шахты, года;

Z_пром - промышленные запасы шахтного поля, тыс. т;

Z пром =167174,280 тыс.т;

А_г - проектная мощность шахты, млн.т в год;

Aг = 3,0 млн.т в год.

Тр = 167174280 / 3000000 = 55 лет;

Полный срок службы с учетом периода освоения to и периода затухания tз составляет:

T = Тр + ( to+ tз) / 2, года; (3.15)

где T- полный срок службы шахты, года;

Тр - срок службы шахты, года;

to - срок освоения проектной мощности шахта, года; to =3 года;

tз - срок затухания шахты, года; tз = 3 года;

T = 55+ ( 3 + 3 ) / 2 = 58 год.

3.3 Действующая или общая линия очистных забоев

Действующая и общая линии очистных забоев определяется по формуле:

h_д = А_г*К_оч/L*?Р_о*С, м; (3.16)

где А_г - производственная мощность шахты, т/год; Aг = 3,0 млн.т в год;

К_оч - коэффициент, учитывающий долю добычи угля из очистных забоев, К_оч = 0,9;

L - скорость подвигания очистных работ, м/год;

?Р_о - суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, т/м;

С - коэффициент извлечения угля, С=0,95;

Скорость подвигания очистного забоя определяем по формуле:

L = 300*r*n_с*К_г, м/год; (3.17)

где r - ширина захвата комбайна, м; r = 0,63 м;

n_с - количество циклов в сутки; n_с= 12;

К_г - коэффициент, учитывающий горно-геологические условия, (0,65-0,95);

L = 300*0,63*12*0,9 = 2041 м/год;

Производительность пласта определяем по формуле:

?Ро = m1+ m2 *г, (3.18)

где г - объемный вес угля, т/мі; г=1,3т/мі;

m - мощность пласта, м; m1 = 1,6 м, m2 = 2,2 м;

?Ро= (1,6+2,2)*1,3= 4,94;

h_д = 3000000*0.9/2041 *4,94*0.95 = 281 м.

Расчетная действующая линия очистных забоев составит:

h д.ш.=hд*nо , м; (3.19)

где hд - действующая линия очистных забоев для каждого разрабатываемого пласта, м; h_д =281 м

nо - количество одновременно разрабатываемых пластов, no= 2;.

h д.ш.= 281*2=562 м;

Общее количество очистных забоев по данной шахте определяется по формуле:

hз =hд.ш ? ?з ; (3.20)

где hд.ш - расчетная действующая линия очистных забоев, м; hд.ш =562 м;

?з - длина очистного забоя, м; ?з = 200 м;

hз=562/ 200=2,81;

Исходя из выше приведенных расчетов принимаем 3 очистных забоя.

3.4 Нагрузка на очистной забой

Нагрузка на очистной забой является одним из важнейших параметров при определении производственной мощности шахты. От ее уровня во многом зависит большинство технико-экономических показателей добычного участка и шахты в целом.

Уровень добычи угля из очистного забоя зависит от многих факторов:

- вынимаемая мощность и угол падения;

- средства комплексной механизации очистных работ и их надежность;

- физико-механические свойства боковых пород и угля, оказывающие влияние на надежность технологической схемы;

- газоносность пласта.

Принимаем нагрузку на очистной забой равной:

Асут = Ам / 25, т/ сутки.

Ам = 177395 т/мес.

Асут = 177395 / 25 = 7095 т / сутки.

3.5 Режим работы шахты

Нормативными документами в проектах шахт рекомендуется принимать:

- кол-во рабочих дней в году - 300

- рабочих смен в сутки - 3

- продолжительность смен - 6ч

На шахтах с особо сложными условиями - из 4 смен работы в сутки - 2 рабочих, третья ремонтная и четвертая для проведения спецмероприятий по обеспечению безопасности работ.

4. ВСКРЫТИЕ ПЛАСТОВ В ШАХТНОМ ПОЛЕ

4.1 Альтернативные варианты вскрытия пластов в шахтном поле

Наиболее распространенным методом определения способа вскрытия является метод вариантов. В его основе - технико-экономическое сравнение

конкурентоспособных вариантов. Учитывая горно-геологическую характеристику месторождения, выбираем следующие варианты вскрытия:

I вариант: вскрытие вертикальными стволами и горизонтными квершлагами.

II вариант: комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом и восходящим проветриванием уклонных панелей.

4.1.1 Вскрытие вертикальными стволами и горизонтными квершлагами

? При вскрытии месторождений проводят скиповой и клетевой стволы до отметки первого горизонта, где сооружают околоствольный двор и горизонтальный квершлаг, вскрывающий все пласты свиты. При индивидуальной подготовке от квершлага проводят откаточные штреки, затем панельные бремсберги с ходками. Ходки через шурфы соединяются с поверхностью. В пределах промплощадки на поверхности сооружают технологический комплекс.

? При групповой подготовке пластов от горизонтального квершлага проводят групповой или полевой штрек, а затем промежуточные квершлаги, вскрывающие пласты в пределах панелей. От промквершлага по каждому пласту проводят 100-150 м пластового откаточного штрека, где образуется транспортно-погрузочный узел бремсберга и ходков.

? По мере отработки запасов производится углубка стволов до отметки второго горизонта, а затем те же горизонтальные выработки, что были на первом горизонте.

? Добытый в очистных забоях уголь транспортируется по ярусным конвейерным штрекам, панельному бремсбергу, откаточному штреку, горизонтному квершлагу и по скиповому стволу выдается на поверхность.

? Свежий воздух в шахту при отработке первого горизонта поступает по вертикальному стволу, затем по горизонтному квершлагу, штреку, людскому ходку, конвейерному штреку в очистной забой. Исходящая струя по вентиляционному штреку поступает в рельсовый ходок бремсберга, а затем через шурфы выдается на поверхность.

? По отработке второго горизонта свежий воздух в очистной забой поступает по откаточным выработкам. Исходящая струя поступает на вентиляционный (бывший откаточный) горизонт, а затем по скиповому или фланговым вентиляционным стволам выдается на поверхность.

4.1.2 Комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом и восходящим проветриванием уклонных панелей

При вскрытии пластов проводят главный наклонный и вспомогательный вертикальный стволы. На поверхности оборудуют две промплощадки с технологическими комплексами главного и вспомогательного стволов. На уровне откаточного горизонта сооружают околоствольный двор и проводят капитальный квершлаг и прочие выработки, как и в первом варианте. По мере отработки запасов бремсбергового поля проводят следующие выработки: углубка клетевого ствола до нижней границы шахтного поля, воздухоподающий квершлаг, воздухоподающие штреки, вентиляционный квершлаг, вентиляционный ствол.

? Свежий воздух в шахту поступает по клетевому стволу. Далее движение воздуха осуществляется так же, как и в первом варианте при отработке бремсбергового поля. При ведении горных работ в уклонном поле свежий воздух поступает по тому же вертикальному вспомогательному стволу, углубленному до нижней границы шахтного поля. Затем он движется по воздухоподающим квершлагу и штрекам, людскому ходку бремсберга, конвейерному штреку, очистному забою, ярусному вентиляционному штреку, путевому ходку уклона. Далее при центральной схеме проветривания он по вентиляционным штрекам (бывшим откаточным), вентиляционному квершлагу поступает в вентиляционный ствол, пройденный до откаточного горизонта.

? Транспорт полезного ископаемого при отработке бремсбергового поля осуществляется по панельным бремсбергам, а при отработке уклонного поля - по панельным уклонам на откаточные штреки. Затем по капитальному квершлагу уголь поступает на наклонный ствол и конвейером выдается на поверхность.

5. РАСЧЕТ ЗАТРАТ И ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОГО ВАРИАНТА

Стоимость проведения горных выработок:

- вертикальные стволы шахт:

К = (С1+С2*F)*с, руб/м; (5.1)

- остальные горные выработки:

при F<10 К = (С1+С2*F)*с, руб/м;

при F>10 К = (0,1*С1+С2)*F*с, руб/м;

где К - стоимость выработки, руб/м;

С1 - постоянные расходы на один метр выработки, руб;

С2 - расходы, зависящие от площади поперечного сечения, руб/м²;

F - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

с - коэффициент, учитывающий период строительства шахты.

Стоимость вертикальных стволов:

К_в = (202+84*56,7)*1=5720 руб/м.

Стоимость квершлага:

К_кв=(0,1*36+16)*25,2=494 руб/м.

Стоимость наклонного ствола:

К_{накл.ств.}=(0,1*165+51)*30*1=2025 руб/м.

Стоимость сооружений и оборудования поверхности шахты:

- при вскрытии вертикальными стволами:

В_в = 1,9+4*А_г, млн.руб; (5.2)

где Аг - годовая производительность шахты, млн. руб.

В_в=1,9+4*30=121,9 млн. руб;

- при комбинированном вскрытии:

В_к = 0,8*В_в, млн.руб; (5.3)

В_к=0,8*121,9 = 97,5 млн. руб.

Стоимость поддержания горных выработок:

- выработки постоянной длины:

R = r₁*F*K_y*l*t, руб/м в год; (5.4)

- выработки переменной длины:

R = 0,5*r₁*F*K_y*l*t, руб/м в год; (5.5)

где r₁ - стоимость поддержания 1 м³ выработки в свету, руб/м³ в год;

F - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

l - длина выработки, м;

t - срок службы выработки, лет;

K_y - коэффициент, учитывающий устойчивость пород;

Затраты на поддержание одного метра кубического в год вертикальных и наклонных стволов, квершлагов, закрепленных бетоном определяются по формуле:

r = (0,003 - 0,005)*К, руб/м в год; (5.6)

где К - полная стоимость проведения горной выработки, руб/м;

Стоимость поддержания выработок:

- вертикальных стволов:

r=0,003*5720=17,1 руб/м в год;

- наклонных стволов:

r=0,003*2025=6 руб/м в год;

- квершлагов:

r=0,003*494=1,5 руб/м в год;

Стоимость транспортировки одной тонны угля с учетом всех вспомогательных операций по спуску и подъему людей, материалов и т.д.

- подъем по вертикальным стволам:

д_с = 0,022+(0,044/ А_г)+(0,067+0,067/ А_г), руб т/м; (5.7)

- конвейерный транспорт по наклонным стволам:

д_нс=0,007+(0,016/ А_г)+(0,0007+0,061/ А_г А+0,0001/ А_г), руб т/м; (5.8)

- конвейерный транспорт по квершлагам:

д_кв=0,01/А_к+(0,035/А_к), руб т/м; (5.9)

Стоимость водоотлива.

- водоотлив по вертикальным стволам:

д_в=0,008/ А_г +(0,063*W+0,01/ А_г), руб м³/м; (5.10)

где А_г - годовая производительность шахты, млн. тонн;

Н - глубина подъема угля, м;

l - средняя длина транспортирования, м;

А_к - годовая производительность, приходящаяся на квершлаг, млн. тонн/год;

Стоимость транспорта:

- при вскрытии вертикальными стволами:

д_с=0,022+0,044/ 3+(0,067+0,067/3)=0,007 руб т/м;

- при комбинированном вскрытии:

д_н.с.=0,007+0,016/3+(0,0007+0,061/3+0,0001/3)=0,00017 руб т/м;

- при транспортировки по квершлагам:

д_кв.=0,001/3+(0,047/3)=0,00008 руб т/м;

Стоимость водоотлива:

- по вертикальному стволу:

д_в.=0,008/3+(0,063*1+0,01/3)=0,00026 руб м³/м;

Таблица 1. Капитальные затраты по вариантам.

Виды работ	Крепь	Сеч. выр. в свету, м2	Объем работ	Стоимость единицы работ, руб.	Всего затрат руб.
Капитальные затраты (вариант I)
Сооружения поверхности	-	-	-	-	121900000
Проходка стволов, м - скипового - клетевой	бетон бетон	56,7 56,7	155 150	5720 5720	886600 858000
Проходка горизонтальных выработок, м Квершлаг I гор	металл	19,2	1000	494	494000
ИТОГО					124138600
Капитальные затраты (II вариант)
Сооружение поверхности	-	-	-	-	97500000
Проходка стволов, м - наклонного - клетевой	бетон бетон	30 56,7	1900 150	2025 5720	3847500 858000
Проходка горизонтальных выработок, м Квершлаг I гор	металл	19,2	1200	494	592800
ИТОГО					102798300
Всего капитальных затрат: Вариант I Вариант II	124138600 102798300

Первоначальные капитальные затраты и капитальные затраты будущих лет по варианту I значительно (на 25 %) превосходят капитальные затраты варианта II. По капитальным затратам экономически более предпочтителен вариант II.

Таблица 2. Эксплуатационные затраты на поддержание горных выработок по вариантам

Виды работ	Крепь	Сечение выработки в свету, м2	Время поддержания, лет	Протяженность, м	Стоимость поддержания 1 метра в год	Всего затрат, руб
Вариант I
Поддержание стволов: Скипового: I горизонт II горизонт Клетевого: I горизонт - II горизонт	бетон бетон бетон бетон	56,7 56,7 56,7 56,7	58 25 58 25	185 265 180 260	14,7 14,7 14,7 14,7	459595 214252 447174 210210
Квершлага I горизонт Квершлага II горизонт Воздухоподающего квершлага: I горизонт II горизонт	металл металл металл металл	19,2 19,2 19,2 19,2	58 25 25 12,5	1250 1250 1250 1250	1,5 1,5 1,5 1,5	316875 103125 103125 51562
ИТОГО по I варианту						1967616
Вариант II
Поддержание стволов: Наклонного: I горизонт Клетевого: I горизонт II горизонт Воздухоподающего ствола: - II горизонт	бетон бетон бетон бетон	30 56,7 56,7 56,7	58 58 25 25	1000 185 265 440	6 14,7 14,7 14,7	1014000 459595 214252 355740
Квершлага I горизонт Квершлага II горизонт Воздухоподающего квершлага: I горизонт II горизонт	металл металл металл металл	19,2 19,2 19,2 19,2	58 25 25 12,5	1600 1600 2500 2500	1,5 1,5 1,5 1,5	405600 132000 206250 103125
ИТОГО по II варианту						3017688

Из таблицы 2 видно, что по эксплуатационным затратам на поддержание горных выработок предпочтительней вариант I, так как он на 25 % выгоднее варианта II.

Таблица 3. Эксплуатационные затраты на транспорт.

Виды работ	Длина или глубина выработки, м	Количество транспортируемого груза, т	Стоимость единицы работ, руб / руб/м	Всего затрат, руб
Вариант I
Подъем по вертикальному стволу I горизонт II горизонт	180 260	950*106 950*106	12,3/0,007 30/0,007	15219*106 37202*106
Транспортировка по квершлагу I горизонт II горизонт	1250 1250	158,3*106 158,3*106	2/0,00008 3,2/0,00008	356*106 577*106
ИТОГО по варианту I				53354*106
Вариант II
Подъем по наклонному стволу -I горизонт	2500	950*106	2/0,00016	7980*106
Транспортировка по квершлагу I горизонт II горизонт	1400 2500	158,3*106 158,3*106	2/0,00008 2/0,00008	356*106 356*106
ИТОГО по варианту II				33297*106

Таблица 4. Эксплуатационные затраты на водоотлив.

Виды работ	Глубина выработки, м	Количество транспортируемого груза, т	Стоимость единицы работ, руб	Всего затрат, руб
Вариант I
По вертикальномпу стволу: I горизонт II горизонт	180 440	221*106 221*106	0,00026 0,0007	10342800 68068000
ИТОГО				78410800
Вариант II
По вертикальному стволу: I горизонт II горизонт	180 440	221*106 221*106	0,00026 0,0007	10342800 68068000
ИТОГО				78410800

Таблица 4. Сводная таблица затрат по вариантам.

Затраты	Общие затраты по вариантам, тыс.руб.
	I	II
Капитальные	124138600	102798300
Эксплуатационные поддержание выработок транспорт водоотлив	53434739,944 1967,.616 53354000 78410,8	33378676,557 3017,688 33297000 78410,8
Всего учтенных затрат на единицу запасов	53679565 0,28	33575841 0,17
По отношению к наименьшему вар. в %	155	100

6. ПОДГОТОВКА И ПОРЯДОК РАЗРАБОТКИ ПЛАСТОВ

При данном способе вскрытия месторождения выбираем панельную групповую схему подготовки, при которой шахтное поле делится на части.

Достоинствами панельной схемы подготовки:

- возможность обеспечения благоприятных условий для применения

наиболее эффективного конвейерного транспорта;

- сравнительно малый объем постоянно поддерживаемых выработок;

- большая нагрузка на отдельный пласт, способствующая высокой концентрации горных работ.

Недостатки панельной схемы подготовки:

- сложность в обеспечении надежного проветривания длинных бремсберговых и особенно уклонных полей, имеющих одновременно в работе несколько подготовительных и очистных забоев;

- трудности эксплуатации длинных наклонных выработок.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Целесообразно применять экономически выгодный способ вскрытия шахтного поля по варианту II, т.е. комбинированная схема вскрытия шахтного поля, главный ствол - наклонный, вспомогательный - вертикальный с погоризонтными квершлагами при восходящем проветривании уклонных полей, схема подготовки шахтного поля панельная групповая, способ подготовки пластовый, так как удельные приведенные затраты на вскрытие меньше, чем по первому варианту.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. А.С. Бурчаков «Технология подземных разработки пластовых месторождений полезных ископаемых» М.: Недра, 1983. - 487с.

2. А.П. Килячков «Технология горного производства» М.: Недра, 1992. - 415с.

3 . А.С. Бурчаков, А.С. Малкин, М.И. Устинов «Проектирование шахт» М.: Недра, 1985. - 399с.

Размещено на Allbest.ru