Вскрытие и подготовка шахтного поля

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

1. Общие сведения

2. Горно-геологическая характеристика пластов шахтного поля

3. Расчет запасов и потерь в шахтном поле

4. Определение основных технологических параметров шахты

5. Определение типа и количества, основных воздухоподающих выработок

6. Конструирование схем вскрытия и подготовки шахтного поля

7. Деление шахтного поля на части

8. Конструирование схемы околоствольного двора и технологического комплекса поверхности шахты

9. Технико-экономические показатели шахты

Литература



1. Общие сведения выработка пласт шахта поле

Участок "Полысаевский", принадлежащий ОАО "УК "Кузбассразрезуголь" в соответствии с лицензией на право пользования недрами (КЕМ 13363 ТЭ) от 16.11.2005 г, расположен в юго-восточной части Егозово-Красноярского угольного месторождения Ленинского геологоэкономического района Кузбасса.

Рельеф поверхности участка образован эрозионной деятельностью р. Мереть и ее притоков (р. Еловка, руч.Журпальный). Абсолютные отметки рельефа колеблются от +260м до +270м (в северной и центральной частях участка) до +200м (в западной части участка). В настоящее время рельеф участка местами нарушен открытыми разработками разреза "Моховский".

Река Мереть - один из наиболее крупных правых притоков реки Иня. Климат района, как и всей степной части Кузнецкой котловины, резко континентальный с холодной продолжительной зимой и коротким жарким летом. Среднегодовая температура воздуха равна +0,3°С.

Снеговой покров появляется в начале ноября и держится до середины апреля. Число дней со снегом в году 170. Глубина промерзания почвы от 0,4м - в низинах, до 2,5м - на водоразделах. Господствующее направление ветров юго-западное и юго-восточное. Наибольшие скорости ветра (10-12м/сек.) наблюдаются в зимнее и весеннее время.

2. Горно-геологическая характеристика пластов шахтного поля

Продуктивные отложения в пространственных границах шахтного поля слагают осадки грамотеинской и тайлуганской свит ерунаковской подсерии кольчугинской серии. Угленосные отложения свит повсеместно перекрыты рыхлыми четвертичными отложениями. Грамотеинская свита в пределах шахтного поля имеет мощность 340-360м и включает в себя 12 угольных пластов: Красноорловский, Несложный, Тонкий, Инский III, Инский II-I, Полысаевский-II, Полысаевский-IIн.п., Полысаевский-I, Спутник, Надбайкаимский в.п., Надбайкаимский и Байкаимский. Большинство из них относятся к пластам средней мощности - Красноорловский, Тонкий, Несложный, Надбайкаимский и Байкаимский и к тонким - Полысаевский-II н.п., Полысаевский-I, Инский III, Спутник и Надбайкаимскийв.п.. Пласт Полысаевский-II относится к мощным пластам. Границы свиты приняты от почвы пласта Красногорского (верхняя) до почвы пласта Байкаимского (нижняя). К невыдержанным по мощности и строению отнесены пласты Полысаевский-II н.п., Спутник и Надбайкаимский в.п. Пласты склонны к расщеплению, имеют крайне ограниченное промышленное значение, пласт Полысаевский-IIн.п. сливается то с почвой пласта Полысаевского-II, то с кровлей пласта Полысаевского-I. Остальные пласты относятся к выдержанным, имеют промышленное значение и состоят из 2-3-х угольных пачек с прослойками алевролита мощностью 0,1-0,2м.

К отработке намечаются пласты Полысаевский II и Инский III. По гидрогеологическим условиям отработки в геологическом отчете эти пласты были объединены в одну группу.

Пласт Полысаевский II в пределах описываемого участка разделяется породным прослоем на две самостоятельные пачки: пласт Полысаевский II (верхняя пачка) и пласт Полысаевский II (нижняя пачка).

Пласт Полысаевский II (в.п.) относится к мощным и выдержанным пластам. Его средняя мощность составляет 5,49м, при незначительных расхождениях крайних величин (4,75 - 6,53м). Пласт залегает стратиграфически ниже пласта Инский I в 64м. В основ-ном состоит из 2 пачек угля. Средняя мощность породного прослоя составляет 0,11м.

Непосредственная кровля - алевролиты средней крепости, мощностью 6-8м. Обрушение мелко-кусковатое - 0,10-0,50м. Непосредственная кровля в выработках не зависает. Прогно-зируется среднеустойчивой.

Основная кровля пласта Полысаевского II представлена песчаниками с высокими прочностными свойствами мощностью до 30м. Прогнозные расчеты обрушаемости показывают наибольшее распространение среднеобрушаемой основной кровли, участ-ками прогнозируется труднообрушаемая кровля. В зоне распространения выветреных пород основная кровля ожидается легкообрушаемой.

Встречается ложная кровля мощностью до 0,60м, с площадью обнажения до 5м и временем до 5 минут, представлена углистыми аргиллитами.

Непосредственная почва пласта представлена мелкозернистыми алевролитами, местами встречается ложная почва, сложенная углистыми алевролитами, которая вбли-зи тектонического нарушения склонна к пучению.

Пласт Полысаевский II (нижняя пачка) отдален от верхней пачки породным про-слоем мощностью от 0,9 до 1,0м, и лишь в единичных подсечениях в восточной части участка мощность прослоя не достигает 0,50м.

Пласт имеет сложное строение, преимущественно состоит из 3 угольных пачек, разделенных маломощными прослоями (0,05-0,15м) алевролита и углистого аргиллита и относится к невыдержанным. Средняя мощность пласта с породным прослоем со-ставляет 1,1м, при колебаниях от 1,0 до 2,05м, по чистым угольным пачкам - 0,8м. В северной части участка мощность нижней пачки пласта Полысаевского II не достигает минимального значения (1,0м), принятого для подсчета запасов угля.

Пласты Инские I - II - III залегают в 40м ниже пласта Тонкого (верхняя граница участка) и представляют собой группу из трех сближенных маломощных пластов, из которых только мощность пласта Инского III на всей площади участка превышает 1,00м, при среднем значении по угольным пачкам - 1,35м, с учетом породных просло-ев - 1,39м. Пласт является относительно выдержанным, имеет простое или двухпачечное строение.

Основная кровля пласта Инского III, сложенная песчаниками средней крепости или крупнозернистыми алевролитами, прогнозируется среднеобрушаемой.

Непосредственная кровля пласта сложена мелкозернистыми алевролитами, сла-быми, сильно трещиноватыми с площадью обнажения в горных выработках 5-10м² и временем обнажения до 20 минут. Непосредственная кровля пласта предполагается среднеустойчивой. Местами присутствует ложная кровля, сложенная слабыми алевро-литами.

Почва пласта представлена слабыми алевролитами, трещиноватыми, которые в горных выработках могут размыкать и проявлять склонность к пучению.

Пласты Инский II и I не имеют промышленного значения, и запасы по ним ранее или не подсчитывались ("Поле шахты Красноярская") или были отнесены к забалансо-вым (участок "Ленинское шахтоуправление").

На небольшой площади в юго-восточной части участка по подсечениям пласт Инский I - II имеет подсчетную мощность в пределах 1,81 - 2,64м по горной массе и 1,34 - 2,25м по чистым угольным пачкам, при средних значениях соответственно 2,02м и 1,61м, на остальной площади распространения участка пласт не имеет подсчетную мощность. Пласт имеет сложное строение и относится к невыдержанным.

Характеристика угольных пластов участка "Полысаевский" представлена в табли-це 2.1.

Таблица 2.1 - Краткая характеристика шахтного поля

Свита, символ	Название пласта	Мощность пласта m. м	Вмещающие породы	Угол падения, град от-до сред	Расстояние между пластами
		полная	полезная
		от-до сред	от-досред	кровля	почва
ГрамотеинскаяP2 g r	ИнскийIII	1,33 - 1,60 1,45	1,25-1,45 1,35	пес.	пес.	0 - 12	40
	ИнскийI, II	1,1-1,3 1,2	1,05-1,15 1,1	арг.	алев.	0 - 13	38
	ПолысаевскийII верхняя пачка	4,75 - 6,54 5,5	4,7-6,12 5,41	алев.	алев.	0 - 20	53
	ПолысаевскийII нижняя пачка	1,2-1,4 1,3	1,1-1,38 1,24	алев.	арг	0 - 20	1

Таблица 2.2 - Краткая характеристика рабочих угольных пластов[1] [1]

Название пласта	Марка угля	Строение пласта	Плотность г, мі/т	Природная метаноносность ч, мі/т с.б.м. от-до сред	Относительная метанообильность qпл, мі/т от-до сред	Зольность, Ad . %	Выход летучих веществ, Vdaf, %
ИнскийIII	ДГ	прост	1,34	2-4 3	0-2 1	10,5	41
ПолысаевскийII	дг	прос	1,38	2-4 3	0-2 1	5,9	42

Границы шахтного поля

Размер шахтного поля, м;

По простиранию - 5200

По падению - 2700

Производственная мощность шахты - 2,4 млн.т.

В границы участка "Полысаевский" входят угленосные отложения мощностью 110м, заключающие угольные пласты ИнскиеI-II-III и Полысаевский II, при средней суммарной мощности угольных пластов - 8,16м, угленосность отложений составляет 7,4%.

Пласты ИнскиеI-II-III залегают в 40м ниже пласта Тонкого (верхняя граница участка) и представляют собой группу из трех сближенных маломощных пластов, из которых только мощность пласта Инского III на всей площади участка превышает 1,00м, при средней - 1,35м. Пласт является относительно выдержанным, имеет простое или двухпачечное строение, когда в нижней части пласта залегает прослой алевролита мощностью 0,05- 0,10м. Кровля пласта представлена алевролитом и углистым аргиллитом.

Пласты Инские II и I из-за малой и невыдержанной мощности не имеют промышленного значения, запасы по ним в пределах месторождения ранее не подсчитывались. Пласт Инской I-II также имеет рабочую мощность лишь в отдельных изолированных блоках и при сложном строении и высокой пластовой зольности не может представлять практический интерес, в настоящем отчете подсчет запасов по нему, в соответствии с протоколом ГКЗ Роснедра №230-К, не производился.

Пласт Полысаевский II в пределах описываемого участка разделяется породным прослоем на две самостоятельные пачки: пласт Полысаевский II (верхняя пачка) и пласт Полысаевский II нижняя пачка).

Пласт Полысаевский II (в.п.) по данным геологоразведочных работ относится к мощным и выдержанным. Его средняя мощность составляет 5,5м, при незначительных расхождениях крайних величин (4,75-6,54м). Непосредственная кровля - алевролиты мощностью 6-8м. Основная кровля сложена песчаником, мощностью до 30,0м.

Пласт Полысаевский II (н.п.) отделен от верхней части пласта породным прослоем мощностью от 0,50м до 1,84м и лишь в единичных подсечениях мощность прослоя не достигает 0,50м.

Пласт имеет сложное строение, преимущественно состоит из трех пачек, разделенных маломощными прослоями (0,05-0,10м) алевролита и углистого аргиллита и относится к невыдержанным. Средняя мощность пласта составляет 1,30м и при колебаниях от 1,00 до 2,05м, чистых угольных пачек - 1,23м при колебаниях от 0,90 до 1,90м. Местами мощность нижней пачки пласта не достигает минимального значения (1,00м), принятого для подсчета запасов угля.

3. Расчет запасов и потерь угля в шахтном поле

Категорию запасов можно определить по формуле:

,

где - категория запасов(геологические запасы Z_геол, забалансовые запасы Z_заб, балансовые запасы Z_бал);

S_i- размер i-го пласта в пределах шахтного поля по простиранию, м;

H_i - то же по падению,м;

m_i - мощность i-го пласта,м;

г_ср - средняя плотность угля, т/м³;

n - число пластов соответственно общее, забалансовых и балансовых.

Определяем геологические запасы Z_геол

Z_к=5200*2700*(5,5*1,38+1,35*1,34+1,1*1,34+1,24*1,38)=176682,2*10³т

S - размер шахтного поля по простиранию, 5200м;

H - размер шахтного поля по падению, 2700м;

Определение забалансовых запасов угля в шахтном поле:

К забалансовым относим пласты Инской 1,2 и Полысаевский 2 н.п.

Z_заб=5200*2700*(1,1*1,34+1,24*1,38)=44720,3*10³,т

Определение балансовых запасов угля в шахтном поле:

Z_бал=176682,2*10³-44720,3*10³=131961,9*10³,т

Z_геол=131961,9*10³+44720,3*10³=176682,2*10³,т

Для определения отработки нецелесообразных запасов Z_но воспользуемся упрощенной формулой:

Z_но=(0,010,1)* Z_бал,

где Z_но - нецелесообразные к отработке запасы,т;

Z_бал - балансовые запасы,т.

Z_но=0,1* 131961,9*10³=13196,19*10³,т

Определяем величину проектных потерь в шахтном поле:

Z_п=Z_по+Z_пг+Z_пэ,

где Z_п - проектные потери, т;

Z_по - общешахтные потери, т;

Z_пг - потери у крупных геологических нарушений, т;

Z_пэ - эксплуатационные потери, т.

Потери Z_по и Z_пг для пологих и наклонных пластов могут быть ориентировочно определены из следующих соотношений:

Z_по=(0,01ч0,02)*Z_бал,

Z_по=0,02*131961,9*10³=2639,238*10³,т

Потери у крупных геологических нарушений Z_пг=0

Эксплуатационные потери представляют собой сумму потерь в различных целиках, зависящих от системы разработки и раскройки выемочных полей, потерь по мощности пласта, потерь при транспортировке. Приблизительно их можно определить с помощью коэффициента эксплуатационных потерь k_пе по формуле

Z_пэ=( Z_бал- Z_по- Z_пг- Z_но)* k_пе,

где k_пе - коэффициент эксплуатационных потерь(0,10ч0,30)

Z_пэ=(131961,9*10³-2639,238*10³-0-13196,19*10³)*0,15=17418,8*10³,т

Z_п=2639,238*10³+17418,8*10³=20058,1*10³,т

Промышленные запасы являются самой искомой величиной. Определяем промышленные запасы шахтного поля в целом:

Z_пр= Z_бал-Z_п- Z_но,

где Z_пр - промышленные запасы, т;

Z_пр=131961,9*10³-20058,1*10³-13196,19*10³=98707,6*10³,т

Итого запасы шахтного поля составляют:

Z_геол=176682,2*10³,т.; Z_бал=131961,9*10³,т.; Z_пр=98707,6*10³,т

Определяем коэффициент извлечения запасов и коэффициент потерь по формулам:

4. Определение основных технологических параметров шахты

При расчете в проекте принимается следующий режим работы шахты:

1. Число рабочих дней в году - 300;

2. Число рабочих смен в сутки - 4;

3. Число смен по добыче - 3;

4. Число ремонтно-подготовительных смен - 1;

5. Продолжительность рабочей смены:

на подземных работах - 6 часов;

на поверхности - 8 часов;

6. Режим работы трудящихся - пятидневная рабочая неделя.

Предварительно рассчитываем суточную нагрузку на очистной забой. Известно, что суточная нагрузка на очистной забой зависит от применяемого оборудования и газового фактора. В настоящее время выпускается высокопроизводительное очистное оборудование. Которое, как правило, не является сдерживающим фактором, особенно на газоносных угольных шахтах. Поэтому необходимо определить суточную нагрузку по газовому фактору.т/сут

где - допустимая нагрузка на очистной забой по газовому фактору, т/сут;

- минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, свободная для прохода воздуха, м²;

- допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, 4м/с;

- допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе лавы, %;

- ожидаемая относительная метанообильность очистной выработки, т/м³;

- коэффициент неравномерности газовыделения.

Минимальная площадь сечения призабойного пространства лавы рассчитывается по формуле:

S_л=(0,5ч0,6)В*m_ср,

где S_л - минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, свободная для прохода воздуха, м²;

В - длина секции механизированной крепи (для большинства крепей 5м), м;

m_ср - средняя мощность рабочих пластов шахтного поля, м.

m_ср=5,5м

S_л=0,5*5*5,5=13,75м²

Величину относительной метанообильности определяем из ориентировочного соотношения:

g₁?(0,4ч0,7)х₁, м³/т

g₂?(0,4ч0,7)х₂, м³/т

где g₁ и g₂ - ожидаемая относительная метанообильность очистной выработки первой и второй выемочной ступени шахтного поля соответственно, м³/т;

х₁ и х₂- природная метаноносность рабочих пластов первой и второй выемочной ступени шахтного поля, м³/т с.б.м.

х₁=3м³ с.б.м.

х₂=5м³ с.б.м.

g=0,7*3=2,1т/м³

g₂=0,7*5=3,5м³ с.б.м.

=4м/с

=4м/с

=1,7 =1,3

т/сут.

т/сут

Количество очистных забоев (n) в шахтном поле определяется из отношения годовой производительной мощности (А_r) к нагрузке на очистной забой по газовому фактору (А_cr)

где К_оч - коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев (К_оч=0,9ч0,95);

N - количество рабочих дней в году;

n_p - требуемое число очистных забоев по шахте. Фактическое значение (n) округляем расчетное в большую сторону доцелого. Определив фактическое число забоев, необходимо принять решение о числе одновременно разрабатываемых пластов.

Принимаем один очистной забой.

Рассчитаем суточную нагрузку на очистной забой с учетом целого числа забоев.

где А_r - годовая производственная мощность шахты, т;

К_оч - коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев(0,9ч0,95);

n - количество очистных забоев;

N - количество рабочих дней в году.

т/сут.

Определяем суточную нагрузку на очистной забой по основным параметрам его работы

A_c=m_ср*l_л*r*n_ц*г_ср*с,

где A_c - суточная нагрузка на очистной забой. т/сут;

m_ср - средняя мощность рабочих пластов шахтного поля, м;

l_л - длина лавы, м;

r - ширина захвата комбайна, м;

n_ц - количество циклов в сутки;

г_ср - средняя плотность угля, т/м³;

с - коэффициент извлечения угля в очистном забое(0,9ч0,98)

A_c=5,5*200*0,8*6*1,3*0,9=6177,6т/сут.

Она должна удовлетворять условию:

А_с?А_ср

6177,6?7200

Условие выполнено.

Определяем полный срок службы шахты:

Т=Т_р+t₀+t_з, лет

где Т - срок службы шахты, лет;

Т_р - расчетный срок службы, лет;

t₀ - период строительства шахты(освоение производственной мощности), лет;

t_з - период закрытия шахты, лет.

В течении расчетного срока службы шахта работает с полной производственной мощностью:

, лет

где Т_р - расчетный срок службы, лет;

Z_пр - промышленные запасы шахтного поля, т;

A_r - годовая производственная мощность шахты, т.

,год

Рекомендуются следующие сроки освоения проектной производительной мощности:

- для шахты с одним очистным забоем 2-3 года;

- для шахты с 2-3 очистными забоями 3-5 лет.

Срок ликвидации можно принять равным 2-3 года.

Полный срок службы шахты составляет

Т=41+2+2=45 лет

5. Определение типа и количества, основных воздухоподающих выработок

В начале необходимо определить количество воздуха, требуемое для проветривания шахты. Для этого необходимо определить требуемую площадь воздухоподающего ствола.

Сечение воздухоподающего ствола, исходя из условий нормального проветривания шахты, определим по формуле:

,

где S_ств - сечение воздухоподающего ствола в свету. м²;

Q_ш - общий расход воздуха для шахты, м³/мин;

V - допустимая по ПБ скорость движения воздуха по воздухоподающему yстволу, м/с.

Количество воздуха необходимого для проветривания шахты, находим по формуле:

Q_ш=1.1*?Q_уч*К_з

где К_з - коэффициент запаса, учитывающий расход воздуха для других потребителей(1,4ч1,7);

Q_уч - расход воздуха для шахтопласта.

Расход воздуха для шахтопласта определяется по формуле:

где q - ожидаемая относительная метанообильность очистной выработки, м³/т;

А_с - добыча с шахтопласта, т/сут;

С - допустимое содержание метана в исходящей струе шахты, %.

,м³/мин

Учитывая, что в работе находится только один пласт. Рассчитываем количество воздуха необходимого для проветривания шахты:

Q_ш=1.1*3124*1,7=5842,м³/мин

Сечение воздухоподающего ствола при допустимой скорости движения воздуха по выработке, V=8 м/сек рассчитываем по формуле:

м²

При вертикальном воздухоподающем стволе, его диаметр определяем по формуле:

,м

м

Принимаем клетевой ствол диаметром 5,0 м.; площадь сечения S=19,6 м². И при воздухоподающем наклонном стволе принимаем площадью сечения по S=19,2 м².

6. Конструирование схем вскрытия и подготовки шахтного поля

На основе выше приведенных расчетов принимаем решение о не целесообразности деления шахтного поля на блоки, а значит, принимаем единую схему проветривания.

Подготовка пласта в шахтном поле предусматривается по этажной схеме путем проведения по пласту бремсберга и путевого с людскими ходками. Сечение в свету квершлага, путевого ходка, вентиляционного ходка. Проектная длина бремсберга и уклона составляет 1350 м, сечение в свету бремсберга, вентиляционного ходка и путевого ходка 19,2 м², крепь - арочная. Подготовка и отработка пласта осуществляется длинными стволами по простиранию с полным обрушением кровли. Отработку пласта предусматривается вести одним очистным забоем.

7. Деление шахтного поля на части

В курсовом проекте рассматривается вопрос вскрытия шахтного поля и подготовки пластов к очистной выемке. Основными требованиями технического и организационного характера при выборе вариантов способов вскрытия являются: минимальные капитальные затраты, минимальный объём вскрывающих горных выработок, однотипность транспорта, возможность обновления горного хозяйства и обеспечения надёжного проветривания.

Самым распространенным методом выбора схемы вскрытия, как и многих других наилучших технологических решений, является метод сравнения вариантов. В его основе лежит экономическое сравнение конкурирующих вариантов.

В практике проектирование и шахтного строительства в последние годы получило распространение, комбинированное вскрытие. Наиболее целесообразным является вариант, в котором главный ствол - наклонный, а вспомогательный - вертикальный. В этом случае возможно применение однотипной транспортировки угля из очистного забоя до поверхности. Однако на пологих пластах возможны различные схемы вскрытия. Поэтому в каждом конкретном случае целесообразность той или иной схемы вскрытия может быть установлена методом сравнения конкурирующих вариантов.

Сравним два варианта вскрытия шахтного поля.

1. Вариант.

Комбинированная схема вскрытия

Рисунок 7.1

Комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом.

Вскрытие производится двумя стволами: главным наклонным и одним
вспомогательными вертикальным до отметки первого горизонта, где сооружается околоствольный двор и горизонтальный квершлаг вскрывающий свиту пластов. По мере отработки запасов первого горизонта стволы углубляются до второго, и там повторяется та же сеть выработок. Свежий воздух в шахту при отработке первого горизонта поступает по вертикальному стволу, затем по горизонтным квершлагам, главным откаточным штрекам, людскому ходку, конвейерному штреку в очистной забой. Исходящая струя по вентиляционному штреку поступает вентиляционный ходок бремсберга, а затем через шурфы выдаётся на поверхность.

Таблица 7.1 Характеристика вскрывающих выработок

Наименование выработки	Назначение	Вид крепи	Площадь поперечного сечения Sсв,м2	Длина L, м	Вид транспорта в выработке
Основные
Путевой наклонный ствол	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2700	Дизелевоз
Конвейерный наклонный ствол	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	2700	Ленточный конвейер
Клетьевой ствол	Подача воздуха, доставка материалов	Бетон	19,6	720	Клеть
Вертикальный воздухоподающий ствол	Подача воздуха, доставка материалов	Бетон	19,6	720	-
Шурф	Выход исходящего воздуха	Бетон	8,6	40	-
Дополнительные
Воздухоподающий пластовый штрек	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	1375	Дизелевоз
Конвейерный пластовый штрек	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1375	Ленточный конвейер

Таблица 7.2 Характеристика пластовых выработок

Наименование выработки	Назначение	Вид крепи	Площадь поперечного сечения Sсв,м2	Длина L, м	Вид транспорта в выработке
Шахтопласт
Бремсберг	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1250	Ленточный конвейер, дизелевоз
Уклон	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1250	Ленточный конвейер, дизелевоз
Путевой ходок	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2600	Дизелевоз
Вентиляционный ходок	Подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2600	Дизелевоз
Вентиляционный штрек	Доставка материала	Анкерная	12,8	1350	Дизелевоз
Конвейерный штрек	Транспортировка горной массы, подача воздуха	Анкерная	12,8	1350	Ленточный конвейер, дизелевоз

Капитальные первоначальные затраты.

Стоимость сооружений и оборудования поверхности (млн.руб.)

Р_к=0,8*Р_В,

где Р_В - стоимость сооружений и оборудования поверхности при вскрытии наклонными стволами, (млн.руб.)

Р_к=0,8*11,3=9,0 млн.руб.

Полная стоимость сооружения околоствольного двора определяем по формуле. Объем околоствольного двора (тыс.м³)

где V_В - объем околоствольного двора (м³) при вертикальных стволах;

V_B=13500+1,5*A_C,

где А_С - суточная производственная мощность шахты, т.

V_B=13500+1,5*6178=22,8 тыс.м³.

Определяем объем околоствольного двора:

тыс.м³,

Определяем полную стоимость сооружения околоствольного двора по формуле:

D=K_g*V_g

D=1780*15200=27,1 млн.руб.

Полная стоимость сооружения 1м горных выработок, проводимых по однородным породам.

Клетьевой ствол:

K=L*C,

где С - укрупненная стоимость проведения горной выработки, (С=58200 руб/м);

L - длина выработки (L=720м).

Определяем стоимость проведения 1м клетьевого ствола:

К=720*58200=41,9 млн.руб.

Эксплуатационные затраты на поддержание горных выработок.

Поддержание вертикальных стволов. полная стоимость поддержания определяется по формуле:

R=(r*F*K_y*L*t),

где r - затраты на поддержание 1м в год вертикальных и наклонных стволов, квершлагов, закрепленных бетоном:

r=(0,003ч0,005)*К,

где К=58200 руб/м - стоимость проведения горной выработки

r=0,005*58200=291 руб./м.

S=19,6м² - площадь поперечного сечения выработки в свету;

К_у=1,0 - коэффициент, учитывающий устойчивость пород;

L=720м. - общая длина выработки;

Т=45 лет - срок службы выработки.

Определяем полную стоимость поддержания вертикального ствола:

R=291*19,6*1,0*720*45=184,8 млн.руб.

Затраты на поддержание околоствольного двора определяем по формуле:

R_Д=(0.003ч0.004)*D*T_од,

где D - полная стоимость сооружения околоствольного двора;

D=27,1 млн.руб.;

Т_од=45 лет - срок службы околоствольного двора.

R_Д=0,003*27,1*45=3,6 млн.руб.

Проходка главного наклонного ствола и квершлага.

Капитальные первоначальные затраты.

Стоимость сооружений и оборудования поверхности(млн.руб.)

В_н=(0,6ч0,7)*Р_В

где Р_В - стоимость сооружений и оборудования поверхности при вскрытии наклонными стволами, (млн.руб.)

Р_В=1,3+4*А^г_ш,

где А^г_ш - производственная мощность шахты, млн.т.;

Р_В=1,3+4*2,4=10,9 млн.руб.

Рассчитываем стоимость сооружений и оборудования поверхности

В_н=0,7*10,9=7,63 млн.руб.

Полная стоимость сооружения околоствольного двора

D=K_g*V_g

где V_g - объем околоствольного двора, м³;

K_g - стоимость сооружения околоствольного двора, руб/м³(K_g=1780 руб/м³)

Объем околоствольного двора(тыс.м³) при наклонных стволах:

где А^г_ш - производственная мощность шахты, млн.т.;

м³

D=1780*19746=35,2 млн.руб.

2. Вариант.

Вскрытие наклонными стволами.

Вскрытие производится тремя наклонными стволами: главный наклонный ствол конвейерный и два вспомогательных путевой и вентиляционные наклонные стволы. Свежий воздух в шахту при отработке по вертикальному наклонному стволу, до нижней отметки ствола затем конвейерному и путевому стволу в верх, до вентиляционного штрека с путевого наклонного ствола по вентиляционному штреку в очистной забой. Исходящая струя по конвейерному штреку поступает на фланговый уклон, а затем через шурфы выдаётся на поверхность.

Схема вскрытия приведена на рисунке 7.3

Рисунок 7.3

Таблица 7.3 Характеристика вскрывающих выработок

Наименование выработки	Назначение	Вид крепи	Площадь поперечного сечения Sсв,м2	Длина L, м	Вид транспорта в выработке
Путевой наклонный ствол	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2700	Дизелевоз
Конвейерный наклонный ствол	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	2700	Ленточный конвейер
Воздухоподающий наклонный ствол	Подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2700
Вертикальный воздухоподающий ствол	Подача воздуха	Бетон	19,6	720
Шурф	Выход исходящего воздуха	Бетон	8,6	40
Дополнительные
Воздухоподающий пластовый штрек	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	1375	Дизелевоз
Конвейерный пластовый штрек	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1375	Ленточный конвейер

Таблица 7.4 Характеристика пластовых выработок

Наименование выработки	Назначение	Вид крепи	Площадь поперечного сечения Sсв,м2	Длина L, м	Вид транспорта в выработке
Шахтопласт
Бремсберг	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1250	Ленточный конвейер, дизелевоз
Уклон	Транспортировка горной массы	Арочная, металлическая	19,2	1250	Ленточный конвейер, дизелевоз
Путевой ходок	Доставка материала, подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2600	Дизелевоз
Вентиляционный ходок	Подача воздуха	Арочная, металлическая	19,2	2600	Дизелевоз
Вентиляционный штрек	Доставка материала	Анкерная	12,8	1350	Дизелевоз
Конвейерный штрек	Транспортировка горной массы, подача воздуха	Анкерная	12,8	1350	Ленточный конвейер, дизелевоз

Капитальные первоначальные затраты.

Стоимость сооружений и оборудования поверхности(млн.руб.)

В_н=(0,6ч0,7)*Р_В

где Р_В - стоимость сооружений и оборудования поверхности при вскрытии наклонными стволами, (млн.руб.)

Р_В=1,3+4*А^г_ш,

где А^г_ш - производственная мощность шахты, млн.т.;

Р_В=1,3+4*2,4=10,9 млн.руб.

Рассчитываем стоимость сооружений и оборудования поверхности

В_н=0,7*10,9=7,63 млн.руб.

Полная стоимость сооружения околоствольного двора:

D=K_g*V_g

где V_g - объем околоствольного двора, м³;

K_g - стоимость сооружения околоствольного двора, руб/м³(K_g=1780 руб/м³)

Объем околоствольного двора(тыс.м³) при наклонных стволах:

где А^г_ш - производственная мощность шахты, млн.т.;

м³

D=1780*19746=35,2 млн.руб.

Полная стоимость сооружения 1м горных выработок, проводимых по однородным породам.

Для наклонного ствола:

K=S*L*C,

где С - укрупненная стоимость проведения горной выработки, (С=1980 руб/м³);

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

L - длина выработки(L=2700м)

Определяем стоимость проведения наклонного ствола:

К=19,2*2700*1980=102,5 млн.руб.

Эксплуатационные затраты на поддержание горных выработок.

Поддержание наклонных стволов. Полная стоимость поддержания определяется по формуле:

R=(r*F*K_у*L*t)

где r - затраты на поддержание 1м в год вертикальных и наклонных стволов, квершлагов, закрепленных бетоном:

r=(0,003ч0,005)*К,

где К=38016 руб/м - стоимость проведения выработки

r=0,005*38016=190,1 руб/м

S=19,2м² - площадь поперечного сечения выработки в свету;

К_у=1,0 - коэффициент, учитывающий устойчивость пород;

L=1000 м - общая длина выработки;

Т=45 лет - срок службы выработки.

Рассчитываем полную стоимость поддержания наклонных стволов:

R=190,1*19,2*1,0*2700*45=443,5 млн.руб.

Поддержание околоствольного двора.

Затраты на поддержание околоствольного двора определяются по формуле:

R_Д=(0,003ч0,004)*D*T_од,

где D - полная стоимость сооружения околоствольного двора;

D=35,2 млн.руб.;

Т_од=45 лет - срок службы околоствольного двора.

R_Д=0,004*35,2*45=6,4 млн.руб.

Разница в затратах по вариантам представлена в таблицах.

Таблица 7.5 Капитальные первоначальные затраты

Виды работ	Крепь	Сечение выработок в свету, м2	Объем работ	Стоимость единицы работы, руб	Всего затрат, млн.руб.
Первый вариант
Сооружение поверхностного комплекса					9,0
Проведение клетьевого ствола	Бетон	19,6	720	58200	41,9
Сооружение околоствольного двора	Бетон		15200	1780	27,1
Итого:					78
Второй вариант
Сооружение поверхностного комплекса					7,63
Проведение вентиляционного наклонного ствола	арочная	19,2	2700	38016	102,5
Сооружение околоствольного двора	бетон		19746	1780	35,2
Итого:					145,33

Таблица 7.6 Эксплуатационные затраты на поддержание горных выработок

Наименование	Крепь	Сечение в свету, м2	Времяподдержи вания, год	Протяженность выработки, м	Стоимость поддержания, руб/м	Полная стоимость поддержания, млн.руб.
Первый вариант
Вертикальный ствол	Бетон	19,6	45	720	174,6	184,4
Околоствольный двор	Бетон					3,6
Итого:						188
Второй вариант
Путевой и вентиляционный наклонный ствол	Арочная	19,2	45	2700	190,1	443,5
Околоствольный ствол	бетон					6,4
Итого:						449,9

Проходка конвейерного наклонного ствола и квершлагов, их поддержание, водоотлив, проветривание и транспорт в обоих вариантах одинаковы, поэтому затраты не рассчитываются.

Таблица 7.7 Сводная таблица затрат по вариантам

Виды затрат	Затраты по вариантам, руб
	Первый вариант	Второй вариант
Капитальные первоначальные затраты	78	145,33
Эксплуатационные затраты на поддержание горных выработок	188	449,9
Всего затрат	266	595,23
На 1 т. Пром запасов	1,74	2,95
Отношение к наименьшему варианту,%	100	224

Сравнивая затраты двух вариантов вскрытия шахтного поля, очевидно, что схема вскрытия комбинированным способом наиболее приемлема. Так же удовлетворяет следующим требованиям: безопасности ведения горных работ, быстрому вводу шахты в эксплуатацию, обеспечивает принятую производственную мощность шахты.

8. Конструирование схемы околоствольного двора и технологического комплекса поверхности шахты

Околоствольный двор - это совокупность капитальных горных выработок, примыкающих к шахтным стволам и соединяющих их с главными откаточными и вентиляционными выработками.

На уровне первого горизонта в околоствольном дворе, склад ВМ, электродепо, преобразовательные камеры, камера опрокида, конвейерный уклон, обгоночный квершлаг и ряд вспомогательных выработок.

Насосная камера предназначена для откачивания шахтных вод через трубопровод на поверхность. Здесь расположены главные водоотливные насосы.

Водосборники служат для накопления шахтных вод, которые поступают в околоствольный двор по водоотливным канавкам самотеком.

Склад ВМ необходим для хранения, приема и выдачи взрывчатых материалов и средств инициирования.

В электродепо производится ремонт, стоянка и обслуживание аккумуляторных электровозов, а также зарядка аккумуляторных батарей для электровозов.

В преобразовательных камерах располагаются электрические установки, служащие для приема электроэнергии с поверхности и распределения ее между потребителями в шахте. Отсюда производится электроснабжение насосной камеры, электродепо, опрокида ит.д.

Камера опрокида служит для разгрузки груженных углем вагонеток, которые при помощи электровозов были доставлены из разных крыльев шахты.

На обгоночных квершлагах производится аккумулирование груженных углем составов для подачи их на опрокид; для накопления порожних вагонеток с опрокида; для маневровых работ с подвижным составом и др. вспомогательных работ.

В вагоноремонтной камере призводится ремонт подвижного состава ( вагонеток, лафетов и т.д.).

Кроме того, в околоствольном дворе расположены: камера подземного диспечера; вентиляционный гейзенк и ветиляционный ходок для обособленного проветривания склада ВМ и электродепо; люковые печи и сбойки, служащие для прохода людей и пропуска воздуха.

План околоствольного двора с расположением выработок находиться в графической части.



9. Технико-экономические показатели шахты

Таблица 9.1 - Технико-экономические показатели шахты

Наименование показателей	Единица измерения	Показатель
Производительная мощность шахты	млн.т/год	2,4
Срок службы шахты	лет	45
Размер шахтного поля:
по простиранию	м	5200
по падению	м	2700
Количество рабочих пластов	штук	4
Суммарная мощность пластов	м	5,5
Суммарная производительность пластов	т/м2	7,15
Угол падения пластов	град.	15
Балансовые запасы	млн. т	131,9
Промышленные запасы	млн. т	98,7
Коэффициент извлечения	-	0,75
Количество очистных забоев	штук	1
Средняя производительность очистного забоя	т/сутки	7200



Список используемой литературы

1. Егоров П.В., Бобер Е.А., Кузнецов Ю.Н. Подземная разработка пластовых месторождений (практикум для студентов). М,: Издательство Московского гос. горн. ун-та, 1995.

2. А.И. Набоков, К.А. Филимонов. Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Подземная разработка пластовых месторождений» для студентов всех форм обучения специальности «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых». Кемерово 2007.

3. Егоров П.В. Проектирование шахт. Шахтные стволы, околоствольные дворы и поверхность шахт. Ч. 3 / П.В. Егоров, А.И. Набоков, К.А. Филимонов. - Кемерово, 2003.- 116с.

4. Скукин В.А. Экономика горного производства и менеджмент: учеб. пособие / В.А. Скукин, А. Н. Супруненко, Л.С. Скрынкин. - Кемерово, 2007. - 478с

5. Федеральный государственный образовательный стандарт высшего профессионального образования по направлению подготовки(специальности) 130400 Горное дело(квалификация(степень) «специалист») (утв. Приказом Министерства образования и науки РФ от 24.01.2011г. №89).

6. Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Подземная разработка пластовых месторождений».

7. Инструкция по расчету промышленных запасов, определению и учету потерь угля (сланца) в недрах при добычи: утв. Минтопэнерго 11.03.1996г. - М.,1996. - 46 с.

8. Методические рекомендации по применению Классификации запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых. Угли и горючие сланцы: утв. Распоряжением МПР России от 05.06.2007г. №37-р.-М., 2007.-34с.

9. Методический рекомендации по технико-экономическому обоснованию кондиций для подсчета запасов месторождений твердых полезных ископаемых. Угли и горючие сланцы: утв. Распоряжением МПР России от 05.06.2007г. №37-р.-М., 2007.-49с.

10. Правила безопасности в угольных шахтах(ПБ 05-618-03). Сер. 05. Вып.11/ колл. авт. -М.: Гос. унитар. предприятие «научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2003. - 296 с.

11. Основы горного дела. Подземная гетехнология: Практикум/К.А.Филимонов, Ю.А. Рыжков, Д.В. Зорков, Р.Р. Зайнулин; ФГБОУ ВПО «Кузбасский государственный технический унивеситет им. Т.Ф. Горбачева». - Кемерово, 2012. - 144 с.

12. Гелескул М.Н. Справочник по укреплению капитальных и подготовительных горных выработок / М.Н.Гелескул, В.Н. Каретников. - М.: Недра, 1982. - 479 с.

Размещено на Allbest.ru

...