Вскрытие и подготовка шахтного поля

 

 

Федеральное агентство  по образованию и науке РФ       

Сибирский государственный  индустриальный университет

Кафедра Разработки пластовых месторождений

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Курсовой проект по дисциплине

Вскрытие и подготовка МПИ

 

Тема: «Вскрытие и подготовка шахтного поля»

 

 

 

 

 

                                                               

 

 

 

   Выполнил: ст. гр.

                                                         

                                                                 Проверил: ст. пр.

                                                               

 

Новокузнецк 2010

 

Введение

 

На современном  этапе развитие горнодобывающей промышленности России, требуется совершенствование техники и технологии добычи полезных ископаемых, строительства новых и реконструкции действующих шахт и рудников.

      Объекты горной промышленности отличаются большой капиталоемкостью и требуют значительных материальных и трудовых затрат, длительных сроков проектирования и строительства. Эффективность капитальных вложений в горноподготовительные работы во многом  зависит от способа и схемы вскрытия месторождения.

      Необходимо стремиться к тому, чтобы выбранный способ вскрытия обеспечивал максимальную производительность труда при минимальной себестоимости 1 тонны угля. Этого можно достичь при выполнении ряда требований в период строительства и особенно эксплуатации шахты. К важнейшим из них следует отнести: минимальные первоначальные затраты и сроки строительства, концентрацию производства при условии увеличения до максимально возможных размеров нагрузки на очистной забой и на пласт при ограниченном числе одновременно разрабатываемых пластов, концентрацию грузопотоков на транспортные выработки и преимущественное применение конвейерного транспорта, эффективное проветривание горных выработок.

       Шахтные поля вскрывают различными способами в зависимости от ряда геологических, горнотехнических и экономических факторов: формы и размера шахтного поля, мощности и угла падения пластов, числа рабочих пластов и  расстояние между ними, глубины залегания, нарушенности месторождения и его газоносности пластов, производственной мощности шахты и срока ее службы.

       В данном курсовом проекте с учетом вышеперечисленных факторов на основе исходных данных необходимо рассмотреть альтернативные способы и схемы вскрытия, подготовки и отработки шахтного поля и выбрать наиболее оптимальный вариант.

Целью курсового проекта является, разработка двух вариантов вскрытия, подготовки и отработки шахтного поля и выбор оптимального варианта с точки зрения капитальных вложений.

 

 

 

1. Основные параметры шахты

 

1. Расчет промышленных запасов шахтного поля

 

Геологические запасы – это общие  запасы месторождений, определяются по формуле:

 

Z геол =Zбал +Zзаб,                (1.1.)

 

где Zбал – балансовые запасы шахтного поля,

Zзаб-забалансовые запасы шахтного поля.

 

Балансовые  запасы – это запасы, которые  при существующем уровне развития техники  и технологии отрабатывать экономически целесообразно.

 

Забалансовые запасы - это запасы, которые при существующем уровне развития техники и технологии отрабатывать экономически нецелесообразно (весьма тонкие,высокая зольность, пласты залегающие на больших глубинах).

     

 При развитии техники и технологии забалансовые могут вступать в разряд балансовых.

                   n

Zбал = SH ∑ (mi + γi)  ,        (1.2.)

                 i=1

 

где S – размер шахтного падения по простиранию, м;

Н – размер шахтного поля по падению, м;

 

∑Рi – суммарная производительность рабочих пластов, т/м²,

      i=1      определяется по формуле:

            Zбал= SH (m1γ+m2γ +m3γ + m4γ) ,                                                (1.3.)

 

где m₁, m₂, m₃ – мощность пластов шахтного поля, м;

γ – объемный вес угля, т/м³;

 

Zбал=5200*4000*(2,5*1,5+2,4*1,5+1,7*1,5+1,5*1,5)=252720 тыс.т

 

       Часть балансовых запасов, которая  остается в недрах, называется  потери.

Часть балансовых запасов, подлежащая извлечению из недр, называется промышленными запасами.

 

                                   Zпром = Zбал –Zпотер                                  (1.4) 

 

Потери определяются по формуле:

 

                                   Zпот = Zобщ + Zо.г.н + Zэксп.                      (1.5)

 

где Zобщ – общешахтные потери,

      Zо.г.н – около геологических нарушений,

     Zэксп -  эксплуатационные потери.                             

                                   

                                   Zобщ = Z1 + Z2,                                             (1.6)

   

где Z1 – потери в охранных целиках,

 

                                                                           

                                        Z1 = 2L [S+(H-2L)] * mс* γ                       (1.7)

                                                                            

 

Z1 = 2*50 [5200+(4000-2*50)] *8,1*0,95*1,5 = 1050,4тыс.т.

     где L - ширина целика,

 

Z2 – потери в барьерных целиках, определяются по формуле:

Z2 = (0.01-0.02) * Z бал

Z2 = 0.01 * 252720 = 2527,20 тыс.т.

 

Zо.г.н. – потери, связанные с геологическими нарушениями,

 

                                  Zо.г.н = (0.01-0.015) * Z бал                           (1.8)

 

Zо.г.н =0.01 * 252720 = 2527,20 тыс. т.

 

Zэксп. – эксплуатационные потери, определяются по формуле:

 

                      Zэксп.= (Z бал- Zобщешахт. – Zо.г.н) * Kэксп             (1.9)

 

Zэксп. = (252720-3577,6-2572,6)* 0.1 = 24661,5 т.

 

Zпот = 1050,4+2527,2+2466,1 = 6043,4 тыс.т.

Z пр =252720 -6043,4 = 246677 тыс. т;

 

Коэффициент извлечения определяется по формуле:

 

     Кизвл = Z пр / Z бал =246677/252720 = 0.97

 

 

2. Расчет среднесуточной нагрузки на очистной забой выемочного участка

 

     Как наиболее мощный, принимается к первоначальной отработке пласт №4, по которому будут пройдены основные вскрывающие выработки.

Нагрузка  на очистной забой устанавливается  для всех пластов в зависимости  от системы разработки, очистных средств  и других определяющих факторов.

 

Для пласта М4 нормативная нагрузка на очистной забой принимается:

А_{0 31}= 2000*2.5 = 5000 т/сут

 

Для пласта М3 нормативная нагрузка на очистной забой принимается:

А_{0 32}= 2000*2.4 = 4800 т/сут

 

Для пласта М2  нормативная нагрузка на очистной забой принимается:

А_{0 33}=2000*1.7 = 3400 т/сут

 

Среднесуточная  нагрузка на выемочный участок (А_уч.сут.)  устанавливается с учетом добычи угля из подготовительных забоев.

 

А_уч.сут.= А_{0 3}/К_оч,   т/сут            (1.10)

 

где   К_оч - коэффициент выхода угля из очистных работ, К_оч =0,9    

А_{уч.сут.1}= 5000/0,9 = 5550  т/сут

А_{уч.сут.2}= 4800/0,9 = 5330 т/сут

А_{уч.сут.3}= 3400/0,9 = 3770 т/сут

 

Среднемесячная нагрузка на выемочный  участок составляет

 

А_уч.мес.= А_уч.сут.*N_дн.,   т/мес       (1.11)

где N_дн. – количество рабочих дней в месяце, принимаем N_дн.=25

 

 

А_{уч.мес.1}= 5550*25 = 138750 т/мес

А_{уч.мес.2}= 5330*25 = 133250 т/мес

А_{уч.мес.3}= 3770*25 = 94250 т/мес

 

 

Месячная средневзвешенная нагрузка на выемочный участок будет составлять

             

             А_{уч.мес.ср}= ( А_{уч.мес.i}*m_i)/ ( m_i),  т/мес     (1.12)

 

 А_{уч.мес.ср}= (138750*2,5+133250*2,4+94250*1,7)/(2,5+2,4+1,7) = 110270 т/мес

 

 

1.3.   Расчет годовой мощности и срока службы шахты

 

Годовая мощность шахты определяется по формуле Малкина А.С.:

А_год = (k₁ + k₂)

  ,        (1.13)

где                           

К₁ – коэффициент, учитывающий влияние числа угольных пластов в шахтном поле и принятых к одновременной отработке

 

   ,                    (1.14)

 

n₁ – количество угольных пластов в шахтном поле, n₁=4

n₂ – количество угольных пластов, принятых к одновременной отработке, n₂=3

К₁=(3+ )/ =2

 

K₂ – коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой

 

   ,              (1.15)

 

- коэффициент, отражающий степень  нагрузки на единый очистной  забой, на годовую мощность  шахты  =0,0016

m_ср – средняя мощность всех угольных пластов, м

 

                                 

                                     ,                       (1.16)

m_cp= (2,5+2,4+1,7+1,5)/4 =2,02 м

 

К₂= =12,66

m_p – мощность всех угольных пластов принятых к одновременной разработке, м

m_c – мощность всех рабочих пластов в шахтном поле, м

К₃ – коэффициент, учитывающий глубину разработки и угла падения угольных пластов

       К₃=

   ,                  (1.17)

H_в – мощность наносов

H_н – глубина нижней границы шахтного поля

 

H_н= H_*sin

,                        (1.18)

H_н= 4000_*sin15^о=1035м

 

К₃= 1+(20/1035) = 1,01

 

В угольной промышленности принят целый ряд  типовых значений годовой мощности угольных шахт: 1,2  1,5 1,8 2,1 2,4  3,0 3,6  4,5  6,0  7,5  (млн т/г)

 

 

А_год=(2+12,66) _* =4012 тыс. т/год

 

Согласно  типового ряда  примем годовую добычу А_год=3,6 млн.т/год

 

Зная промышленные запасы шахтного поля Z (млн т) и годовую производственную мощность шахты А_.г (млн т/год), определяет срок ее службы (лет) по формуле

 

Т_р=Z/А_.г. ,                (1.19)

 

Т_р=246615/3600 = 68 лет

 

         В течение такого периода шахта работает с постоянной производственной мощностью. Шахты с большой производственной мощностью нецелесообразно строить на короткий срок службы. Поэтому расчетный срок службы шахты производственной мощностью, например, 1,8 млн т/год рекомендуется принимать равным не менее 50-60 лет.

         Помимо периода стабильной работы Т_р шахта в течение времени t_н наращивает производственную мощность до проектной и в течении времени t_к  снижает ее до полного затухания.  Период  t_н  принимают не более двух лет при А_г.=0,6-1,2 млн т/год и не более трех лет при А_г.=1,5-2,4 млн т/год.

         Для шахт с производственной мощностью свыше 3 млн. т /год или с глубиной разработки более 800м длительность t_н  определяется проектом, но она не должна превышать 2-3 лет при разработке пологих пластов и 1-2 лет при разработке крутых. Продолжительность t_к устанавливается проектом.

Полный срок службы шахты:

 

                                     Т_п=Т_р+ t_н +t_к ,                        (1.20)

 

                                 Т_п= 68+3+2=73 года

 

 

4. Действующая линия. Число очистных забоев

  

Под действующей  линией понимается суммарная длина  очистных забоев, обеспечивающих плановую добычу.

 

                                 H_д= А_год*k_д*k_оч/V_год*Р_ср , м       (1.21)

 

где  k_д – Коэффициент добычи угля из действующих забоев, k_д =0,9

 

Р_ср – средняя производительность пласта, т/м³          

                                           n               n

                                   Р_ср = Рi * m_i / m_i ,           (1.22)

                                           i=1             i=1

 

 

Р_ср =1,5*(2,5²+2,4²+1,7²)/6,6 = 3,38 т/м²          

 

 

 

V_год – средневзвешенное годовое подвигание линии очистных забоев, м/год