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 предусматривались:

• нисходящая отработка пластов;

• интенсивность отработки вышележащего пласта не меньше, чем нижележащего;

• количество одновременно отрабатываемых пластов не более двух-трех.

Нагрузка на каждый пласт определялась 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.

Таблица 7 - Нагрузка на каждый пласт

Индекс пласта	Нагрузка на забой, т/сутки	Кол-во забоев	Добыча из очистных забоев, т/сутки	Добыча из подготовитель- ных забоев, т/сутки	Нагрузка на пласт, т/сутки
1	6258	2	12516	625	13141
2	6874	2	13748	687	14435
3	7111	2	14222	711	14933

Первый период отрабатывается 1 пласт двумя забоями, при этом добыча забоев составляет 12516 т/сутки и 625 т/сутки. Суммарная нагрузка на пласт 13141 т/сутки

Второй период отрабатывается 1 пласт двумя забоями, при этом добыча забоев составляет 13748 т/сутки и 687 т/сутки. Суммарная нагрузка на пласт 14435т/сутки

Третий период отрабатывается 1 пласт двумя забоями, при этом добыча забоев составляет 14222 т/сутки и 711 т/сутки. Суммарная нагрузка на пласт 14933 т/сутки

Определяется резерв добычи по периодам отработки пластов

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

Значительно превышает требуемую суточную мощность, переводим на двухсменный режим:

12,3

1. Достаточно для обеспечения суточной мощности

2. Достаточно для обеспечения суточной мощности

3. Достаточно для обеспечения суточной мощности

Годовая мощность шахты по товарному углю - :

где,- годовая мощность по рядовому углю

6. Вскрытие шахтного поля

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

• угол падения свиты пластов - 10°;

• выбранный способ подготовки шахтного поля – погоризонтный способ;

• размеры шахтного поля - 5200×2000 м;

• мощность наносов – 70 м.

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

1 вариант. Двухгоризонтное вскрытие пологих пластов вертикальными стволами и 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 2000 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 одно клетевым подъемом с противовесом на большегрузную вагонетку.

Много горизонтное 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 I горизонта.

В качестве вспомогательного ствола принимается вертикальный ствол, который параллельно переходит через квершлаг I горизонта 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
1 вариант
1	Главный вертикальный ствол	1	23,7		273
2	Углубка главного ствола	1	23,7		176
3	Околоствольный двор	1	n=14430
4	Квершлаг II горизонта	2	17,6		980
2 вариант
1	Главный наклонный ствол	1	14,5		820
2	Околоствольный двор	1	n=11544
3	Квершлаг II горизонта	2	13,2		1669
4	Транспортный уклон	1	13.2	1000

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 ω> 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.

Определяем глубину стволов:

где - мощность наносов, м;

- угол падения пластов;

- длина бремсберга,=H/2 м.

Глубина углубки:

где –наклонная высота уклонной части шахтного поля;

Объем околоствольного двора:

где А_ст - суточная мощность шахты, т;

q - относительная газообильность, м³/т;

- водоприток воды в шахту, м³/час.

Площадь поперечного сечения главного вертикального ствола рассчитывается по формуле:

Диаметр главного ствола принимаем – 5,5 м.

Длина квершлага определяется по формуле:

Площадь сечения – 17,6 м².

Площади поперечных сечений стволов (S) определяются по размерам оборудования стволов (в скиповых стволах) и по количеству воздуха, поступающего по стволу (в клетевых стволах).

где V_Д - 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, куб.м/с.

где k_Р - коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, k_Р =1,7;

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 ω определяется по формуле:

где V_B – среднечасовой приток воды в шахту, м³/час.

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 – 13,2 м².

Колличество 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 = 31700; с₂ =3900 .

Околоствольный двор:

Таблица 9 - Результаты расчетов первоначальных капитальных затрат

	Наименование выработки	Кол-во выра-боток		Сечение, м2 (объем), м3		Длина, м		Стоимость проведе-ния 1 м (м3), тнг.		Полная стоимость проведе-ния, млн.тнг
Первый вариант
Главный верт.ствол			1		23,7		273				162,2
Околоствольный двор			1		14430				21989		317,3
Итого по первому варианту												479,5
Второй вариант
Главный наклонный ствол			1		14,5		820		306765		251,5
Околоствольный двор			1		11544				21989		253,8
Итого по второму варианту												505,3

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

где - 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;

- коэффициент приведения.

Капитальные затраты будущих лет:

1 вариант:

Углубка главного вертикального ствола:

где b = 3,06;

с₁ = 72700; с₂ = 5130.

Квершлаг:

где b = 1,34;

.

2 вариант:

Уклон:

где b = 1,34;

Квершлаг:

где b = 1,34;

Расчеты капиталовложений будущих лет сведены в таблицу 10 по вариантам.

Таблица 10 – Результаты расчетов капиталовложений будущих лет.

Наименованевыработки	Кол-во выработок	Сечение, м2(объем), м3	Длина,м	Стоимость проведения 1 м (м3),тнг	Полная стоимость проведения, млн.тнг	Коэффициентприведения затрат	Стоимость приведенная, млн.тнг
Первый вариант
Углубка гл.ствола	1	23,7	176	832299	146,8	4,66	31
Квершлаг 2 гор	2	17,6	980	114007	111,7	4,66	24
Итого по первому варианту								55
Второй вариант
Уклон со 2 гор.на 1 гор.	1	13,2	1000	102778	102,8	4,66	22
Квершлаг 2 гор	2	17,6	1669	114007	190,2	4,66	41
Итого по второму варианту								63

Так как в рассматриваемых вариантах способ подготовки один и тот же, то затраты на поддержание горных выработок не учитывается.

На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется 2,2% от первоначальной их стоимости.

Стоимость подъема полезного ископаемого:

1 вариант:

где – производительность подъема,т/сутки;

- высота подъема, км.

2 вариант:

где – нагрузка на данную выработку, т/сутки;

–дальность транспортирования, км;

–коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

для уклонов: ;

–угол наклона выработки, град;

a, b, с – эмпирические коэффициенты, которые зависят от типа конвейера.

Таблица 12 - Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого

Наименование выработки	Количество транспортируемого угля, млн.т		Стоимость транспортирва-ния 1 т, тнг.			Суммарные расходы на транспортирова-ние,млн.тнг.
Первый вариант
Главный вертикальный ствол с 1 горизонта	41				35,8			1468
Главный вертикальный ствол со 2 горизонта		41		45,8			1878
Итого по первому варианту									3346
Второй вариант
Главный наклонный	82				12,8			1050
Уклон		41		15,6			640
Итого по второму варианту									1690

Затраты на водоотлив рассчитываются в том случае, если коэффициент водообильности ω1. Так как коэффициент водообильности меньше 1, то затраты на водоотлив не учитываются.

Таблица 13 - Суммарные затраты по всем статьям

Статьи расходов	Величина расходов, млн.тнг.
	1 вариант	2 вариант
Капитальные вложения на проведение выработок: а) в период строительства шахты б) будущих лет	479,5 55	505,3 63
Итого капитальных вложений, млн.тнг	534,5	568,3
Эксплуатационные расходы: ремонт кап. выработок на транспорт и подъем	229,1 3346	319 1690
Итого эксплуатационных расходов, млн.тнг	3575,1	2009

Так как является вариант которому соответствует больше значения капитальных затрат 2 варианта

.

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. 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.