Расчет технико-экономических показателей шахты

-выбор технических средств очистных работ.

С учетом изложенного, преследуется цель научиться научным методам разработки месторождений угля, т.е. экономически обоснованному извлечению угля с минимальными затратами живого и овеществленного труда при безусловной безопасности ведения горных работ.

Исходные данные для курсовой работы:

Угол падения пласта =11о.

Мощность пласта m1=2.20 м; m2=1.10 м; m3=1.50 м.

Мощность наносов, 85 м.

Расстояние междупластья, 25, 40 м.

Размер шахтного поля:

- по падению 1000 м;

- по простиранию 4,2 км.

Категория шахты по метанообильности: опасная по внезапным выбросам.

Плотность угля, 1.3 т/м3.

1. Основные параметры шахты

1.1 Промышленные запасы шахтного поля

Промышленными запасами, называются запасы, которые удается извлечь и выдать на поверхность, а это значит "балансовые-потери".

Виды потерь:

общешахтная - представляют собой запасы в целиках под зданиями и сооружениями, на границах шахтного поля и на границах безопасного ведения шахтных работ.

эксплуатационные потери:

на тонких пластах - 5-15%;

на мощных 20-35%;

Количество угля добываемого из месторождения оценивается коэффициентом извлечения: исходя из исходных данных и классификации по углу падения и по мощности, пласты пологие, средней мощности, отсюда с =0,85.

Шахтное поле-это место или часть отведенная для горного предприятия в целях разработки. Размеры шахтного поля зависят от размеров самого месторождения, которое для шахты имеет свои границы:

-по простиранию-4,2 км;

-по падению - 1000 м.

Промышленные запасы шахтного поля определяются по формуле:

(1)

где S - размер шахтного поля по простиранию, м;

H-размер шахтного поля по падению, м;

-суммарная мощность пластов, м;

-плотность угля, т/;

С - коэффициент извлечения.

Zпром=1000*4200(2. 20*1.80*1.50) *1.3 *0.85=25525500т

1.2 Проектная мощность шахты

Проектная мощность шахты - это потенциально возможный объем добычи угля, предусмотренный утвержденным проектом и соответствующий заложенным решениям по технике, технологии и организации работ.

Проектная мощность определяется на основании геологоразведочных данных потребности в угле и возможности достижения оптимальных технико - экономических показателей его добычи.

Проектная мощность шахты определяется по формулам:

(2)

(3)

Где Т - срок службы шахты, лет;

Zпром - промышленные запасы шахтного поля, т;

Срок службы шахты равен времени в течении которого отрабатываются промышленные запасы, в пределах шахтного поля, рекомендуемая величина Т~10-20 лет;

(4)

1.3 Срок службы шахты

Полный срок службы шахты складывается из суммы: время на развертывание и свертывание добычи. Развертывание - это время на развитие добычи в начальный период работы шахты, когда она после сдачи в эксплуатацию, постепенно осваивает проектную мощность. Свертывание добычи относиться к последним годам работы шахты, когда дорабатываются отдельные части шахтного поля, погашаются раннее оставленные целики.

Полный срок службы шахты определяется по формуле:

(5)

Где t - время на развитие и свертывание добычи, лет;

А - производственная мощность шахты, млнт/г.

(6)

2. Выбор схемы и способа вскрытия шахтного поля

В условиях когда пласт прикрыт наносами мощности более 50 м, считается нужным применять способ вскрытия вертикальными стволами,. Этот способ является наиболее универсальным и распространенным, его применяют независимо от числа, мощности, угла падения пластов и расстояния между ними, глубины ведения горных работ, производственной мощности, мощности наносов и размеров шахтного поля по падению.

При проектировании вскрытия, правильным, является выбор места заложения стволов в шахтном поле, т. к от этого зависит суммарная длина главных выработок, а следовательно стоимость их проведения и поддержания; расходы на транспортирование грузов и проветривание горных выработок; потери полезного ископаемого в охранных целиках около стволов.

Место заложения стволов определяется принятым способом вскрытия и дополнительно корректируется в соответствии с рельефом и настроенностью местности; свойствами пород, пересекаемых стволами; наличием старых горных выработок и геологических нарушений.

Целесообразно будет в экономическом и техническом отношении, расположить главный ствол по падению, так, чтобы он делил шахтное поле по падению на две примерно равные части - бремсберговую и уклонную умеренной длины (1000-1200м).

Достоинства:

-сокращенный срок строительства шахты и невысокая стоимость;

Недостатки:

-сложность поддержания вертикальных стволов и околоствольных выработок при проведении выработок по пласту;

-возможность возникновения пожара на пластах, склонных к возгоранию;

-при большой глубине шахтного поля требуются длинные капитальные бремсберга и уклоны.

Расположение вспомогательного ствола.

Различают:

-центральное;

-центрально-отнесенное;

-фланговое;

-комбинированное;

-секционное расположение вспомогательных стволов по отношению к главному.

Шахта имеет категорию по метанообильности: опасная по внезапным выбросам и необходимо хорошее проветривание, поэтому для надежного и безопасного прямоточного проветривания выработок бремсберговой части шахтного поля необходимо применить комбинированный способ.

При комбинированном расположении кроме двух центральных стволов имеется дополнительно один или несколько вентиляционных стволов, пройденных до верхней границы шахтного поля или откаточного горизонта.

3. Выбор схемы и способа подготовки шахтного поля

Подготовкой шахтного поля называют проведение после вскрытия шахтного поля системы подготавливающих выработок, обеспечивающих условия для эффективной и безопасной выемки полезного ископаемого. Подготовку шахтного поля обычно ведут частями и по мере их отработки подготавливают следующие части.

Существует несколько способов расположения подготавливающих выработок при подготовке угольных месторождений к разработке. Каждая такая схема или способ характеризуется своими индивидуальными особенностями. Схемой подготовки шахтного поля следует считать характерное расположение объединенных с учетом функционального назначения в единый комплекс подготавливающих выработок, обеспечивающих деление шахтного поля на готовые к выемке части. Таким образом, классификационным признаком схем подготовки шахтного поля является деление его на характерные части. В соответствии с ним различают погоризонтную, панельную, этажную и комбинированную схемы подготовки шахтного поля.

На выбор схемы подготовки шахтного поля оказывают влияние ряд факторов. Из горно-геологических факторов наибольшее влияние имеют:

угол падения пласта;

нарушенность месторождения

газоносность;

а из горно-технических факторов:

размеры шахтного поля по простиранию;

способ проветривания

скорость проведения подготовительных выработок;

заданный объем добычи.

Панельный способ применяют при разработке пологих пластов, при вскрытии шахты вертикальными стволами, когда производственная мощность шахты может быть обеспечена разработкой нескольких пластов и работой ограниченного числа 4-6 лав; при разработке сильно газоносных пластов, опасных по внезапным выбросам газа.

Деление шахтного поля на панели применяют во всех случаях разработки слабопологих (5о) и пологих пластов с углом падения до 18о, когда с одного или с ограниченного числа пластов необходимо обеспечить большую добычу угля

Панель - это часть пласта в пределах крыла или горизонта, обслуживаемая самостоятельным комплексом горизонтальных или наклонных транспортных или вентиляционных выработок.

Размер панели по простиранию находиться преимущественно в пределах 1500-2000 м, по падению 800-1200м.

Панель делят на более мелкие участки, вытянутые по простиранию - ярусы. Ярус - это часть пласта в пределах панели, ограниченная выемочными штреками. В пределах каждой панели от главного откаточного штрека проводят бремсберг или уклон, которые называют панельными.

Панели бывают однокрылыми и двукрылыми. Последние экономически выгодно использовать, т. к вдвое увеличивается число одновременно отрабатываемых лав, тем самым сокращается время отработки ярусов и панели, а следовательно, существенно уменьшаются расходы, отнесенные на 1т промышленных запасов. Снижаются также расходы на транспортирование угля по наклонным выработкам.

На одном пласте одновременно отрабатывается не более 4 панелей, в пределах панелей размещается до четырех лав.

Панельная схема подготовки шахтного поля показана на рисунке №1.

3

Рисунок 1

Панельная схема подготовки шахтного поля: 1-главный ствол, 2-вентиляционный ствол, 3-главный откаточный штрек, 4 - бремсберг, 5-уклон

При панельной подготовке от квершлага или околоствольного двора в оба крыла шахтного поля также проводят штреки: откаточный и вентиляционный на длину, несколько превышающую половину размера панели по простиранию при четном числе панелей в пределах горизонта.

В средней части каждой панели сооружают нижние приемо-отправленные площадки, от которых по восстанию пласта проводят комплекс наклонных выработок: панельный бремсберг и два ходка. Один из ходков используется для вспомогательного транспорта, второй ходок - для спуска - подъема людей. В местах посадки людей в пассажирские поезда по всей их длине имеются проходы 6 шириной не менее1 м между крепью и наиболее выступающими частями поезда со стороны посадки. Камеры ходков соединяют сбойками - вторыми запасными выходами, необходимыми для обособленного проветривания камер. От ходков в обе стороны проводят ярусные штреки: конвейерный, вспомогательный и вентиляционный. У границы панели штреки и соединяются разрезными печами. Ярусы отрабатывают обратным ходом и забои лав перемещаются в сторону наклонных выработок. Для подготовки вентиляционного горизонта на каждую вентиляционную крепь проходиться вентиляционный шурф.

По мере отработки запасов яруса для поддержания добычи по шахте на необходимом уровне проводят новые выработки, заранее подготавливая второй, затем третий ярусы.

Во время очистной выемки в первой бремсберговой панели, готовят вторую панель. Для этого главные штреки проводят до середины очередной панели, в пределах второй вновь сооружают весь комплекс наклонных и горизонтальных выработок.

При доработке запасов в бремсберговой части шахтного поля готовят первую уклонную панель, расположенную у границы шахтного поля. Около главного откаточного штрека, где предполагается проведение уклона, оборудую верхнюю приемно-отправленную площадку или для этого или для этого приспосабливают нижнюю площадку бремсберга уже отработанной панели.

От главного штрека вниз по падению проводят уклон и два ходка до отметки откаточного горизонта первого яруса. От ходков в обе стороны, как и в бремсберговой панели, проводят ярусные штреки. На границе каждого яруса около наклонных выработок сооружают нижние приемно-отправленные площадки.

По мере отработки запасов первого яруса уклон и ходки углубляют до откаточного горизонта второго, затем третьего яруса, где вновь проводят ярусные штреки, и так до нижней границы панели. Затем отрабатывают следующую.

Для поддержания вентиляционных сбоек, находящихся в целиках ограниченных размеров, при отработке запасов уклонной панели, расположенной близко от центральных стволов, исходящая струя выводиться в главный штрек, затем в главный ствол и через него на поверхность.

Транспортирование угля в пределах панели от очистного забоя до поверхности осуществляется с применением полной конвейеризации.

Преимуществом является возможность технически более просто увеличить нагрузку на пласт. Большая концентрация работ позволяет снизить себестоимость 1т угля. Создаются благоприятные условия для применения прогрессивного непрерывного конвейерного транспорта от очистного забоя до главного откаточного штрека, а также для обработки ярусов обратным ходом.

Недостатком панельного способа является необходимость проведения большего числа наклонных выработок и увеличение объема работы подземного транспорта по штрекам примерно на 20-30%.

4. Система разработки

4.1 Выбор и обоснование системы разработки

Системой разработки называют определенный порядок ведения очистных и подготовительных работ увязанных в пространстве и времени.

Наиболее сильно оказывают влияние на выбор системы разработки следующие факторы: элементы, форма залегания и строение угольных пластов;

свойства угля и вмещающих пород;

газоносность и водоносность месторождения;

склонность пластов к внезапным выбросам угля и газа,

горным ударам;

склонность угля к самовозгоранию;

расстояние между разрабатываемыми пластами;

глубина разработки;

способы и средства механизации производственных процессов в очистных и подготовительных забоях.

При разработке тонких и средней мощности пологих пластов мощностью 0.5-3,5 м с углами падения 3-180 наибольшее распространение получила система длинными столбами по простиранию с обрушением. На выбор размеров выемочного поля по простиранию и длины очистного забоя решающее влияние оказывает способ выемки угля. При механизированном способе выемочное поле равно 150-250 м. Каждое выемочное поле вскрывают промежуточными квершлагами, от которых по пласту проводят откаточный (конвейерный) и вентиляционные штреки.

Лавы отрабатываются одиночными столбами, в редких случаях отработка производится спаренными лавами. При этом, нижняя лава опережает на 25 - 40м.

Для подготовки выемочного участка пройдены конвейерный, вентиляционный штреки и разрез.

Вентиляционный штрек служит для выпуска исходящей струи воздуха, доставки материалов и оборудования к очистному забою, передвижения людей.

Конвейерный штрек предназначен для транспортировки горной массы и подачи свежего воздуха к очистному забою, размещения конвейерной линии для выдачи горной массы из очистного забоя, передвижения людей. Вентиляционный и конвейерный штреки погашаются вслед за подвиганием очистного забоя.

Основным способом управления горным давлением в лаве при системе отработки длинными столбами является способ с полным обрушением, реже используют полную закладку выработанного пространства.

Управление кровлей -это совокупность мероприятий по регулированию проявлений горного давления в рабочем пространстве очистного забоя и прилегающих к нему подготовительных выработок с целью обеспечения безопасности и необходимых производственных условий. Эти мероприятия сводятся к правильному выбору крепи горных выработок, предупреждению массовых обрушений пород, горных ударов и внезапных выбросов угля и газа.

В зависимости от строения, свойства боковых пород, характера проявления горного давления и осуществления мероприятий по регулированию горного давления в угольных шахтах применяют шесть способов управления горным давлением: полное обрушение, плавное опускание, частичная закладка, частичное обрушение, удержание на кострах и полная закладка.

Способ управления кровлей - полное обрушение. Этот способ является самым экономичным, отличается малой трудоемкостью, высокой производительностью и позволяет полностью механизировать работы по управлению кровлей.

Назначение способа - предупредить или ослабить интенсивное обрушение основной кровли, уменьшить опускание толщи вышележащих пород путем заполнения выработанного пространства разрушенными породами непосредственной кровли.

Сущность способа в том, что по мере подвигания очистного забоя и увеличения консоли непосредственной кровли производят ее периодическое обрушение (посадку) за пределами призабойного пространства на величину шага самопроизвольного обрушения непосредственной кровли. Величина шага зависит от устойчивости пород и принимается кратной ширине вынимаемой в лаве полосы угля (захвату комбайна).

Управление кровлей полным обрушением применяют в породах 1 и 2 классов по классификации ВУГИ; 1-3 классов - по классификации ДонУГИ, т.е. когда в непосредственной кровле залегают породы, склонные к обрушению после удаления крепи.

Применяемая система разработки является оптимальной и наиболее полно соответствует данным горно-геологических условиям отрабатываемого месторождения.

К общим достоинствам столбовой системы относят: проведение выемочных выработок в массиве, не подверженном непосредственному влиянию очистных работ, и в соответствии с этим большая их устойчивость; разделение в пространстве и времени подготовительных и очистных работ в выемочном поле; получение дополнительной информации о горно-геологических условиях залегания пласта при подготовке запасов к выемке; возможность погашения выемочных выработок по мере подвигания очистных забоев.

Недостатками столбовой системы разработки являются: большой объем проведения выработок до начала очистных работ; сложность проветривания длинных (до 1500 м) выемочных выработок при их проведении, особенно на высокогазоносных пластах; необходимость поддержания длинных выемочных выработок как в период их проведения, так и во время ведения очистных работ.

4.2 Технические средства очистных работ

Выемку угля в лаве можно производить:

а) отбойными молотками;

б) широкозахватными комбайнами;

в) узкозахватными комбайнами;

г) струговыми установками;

д) бурошнековыми установками.

Доставку угля по лаве можно производить забойными конвейерами.

Учитывая прогрессивные технологические схемы, предлагаю в лаве использовать механизированный комплекс с узкозахватным комбайном.

Учитывая предложенную технологию и мощность пластов m=1,50-2.20 м, угол падения пласта ?=11° предлагаю использовать в лаве механизированный комплекс семейства МК-1МК-Б. Горнотехнические условия применения комплекса свожу в таблицу №1.

Данный комплекс производится Узловским машиностроительным заводом и предназначен для комплексной механизации очистных работ на пластах средней мощности и мощных.

Высоконадежный очистной комплекс семейства МК (1МК-Б) предназначен для механизации процессов выемки угля, крепления и управления кровлей полным обрушением в очистных забоях пологих пластов мощностью 1.4-2.2 м с углом наклона пласта до 35 0 с самыми сложными горно-геологическими условиями.

Комплексы могут комплектоваться всеми серийно выпускаемыми и перспективными моделями очистных комбайнов, струговых установок и забойных конвейеров.

В комплексе обеспечена техническая последовательность операций по добыче угля; кинематические связи позволяют машинам и оборудованию работать фактически как единый агрегат. Базой всех машин и оборудования, расположенных в лаве, служит став забойного конвейера.

Таблица1- Горнотехнические условия применения механизированного комплекса 1МК-Б

В комплекс входят: поддерживающие-оградительные щитовые, двухстоечные, агрегатированные, механизированные лавные крепи, крепи сопряжений конвейерного и комбайнов типа 3 БСП, узкозахватные комбайны, кабелеукладчики КЦ или КЦН, насосные станции СНТ32, оборудование оросительной системы и электрооборудование.

Секции механизированной крепи делятся на линейные, якорные и концевые. Вид - трапециевидные.

Конвейеры комплексов МК отличаются от обычных забойных конвейеров. Они имеют вставные в базовую конструкцию комплекса рештаки рабочей ветви, что позволяет ввести основания секций крепей под забойный конвейер, в то время как базовая конструкция конвейера 1 МК-Б лежит непосредственно на почве.

4.3 Размеры выемочных полей и очистных забоев

Длину лавы можно определить расчетным путем исходя из горно-геологических факторов. Однако длину лавы рекомендуется принимать исходя из условий полного использования принятого оборудования, нормального проветривания, а при разработке запасов на большой глубине с учетом температурного фактора.

С увеличением длины лавы растет нагрузка на забой, транспортную выработку, увеличивается концентрация производства, уменьшается объем вспомогательных работ.

Однако чрезмерное увеличение длины лавы вызывает технические и организационные трудности в доставке оборудования, материалов, передвижения людей.

Исходя из прежнего опыта, при технологии очистных работ в системе разработки длинными столбами по простиранию с обрушением, приняли наклонную высоту этажа равной от 150-250 м. В зависимости от размера шахтного поля по падению (1000 м) и применяемого комплекса - МК, наклонная высота этажа или высота выемочного поля будет равна 150 м.

Найдем вертикальную высоту этажа или длину лавы по формуле:

(7)

где hЭ - наклонная высота этажа, м;

-угол падения пласта, град.

4.4 Нагрузка на очистной забой.

В зависимости от мощности пласта и технических характеристик выбранного комплекса (МК) найдем нагрузку на очистной забой.

Характеристики МК по суточной нагрузке на забой:

на 150 м, при m=1.50-1490 т/сут;

на 150 м, при m=1.80-1400 т/сут;

на 150 м, при m=2. 20-1700 т/сут.

На разрабатываемой нами шахте длина выемочного поля принята 150 м, отсюда нормативная нагрузка на очистной забой равна:

QН =1490 т/с, при m=1.50 м;

QН =1400 т/с, при m=1.80 м;

QН =1700 т/с, при m=2,20 м;

4.5 Проверка нагрузки на очистной забой по газовому фактору.

Нагрузка на очистной забой по газовому фактору находиться по формуле:

(8)

где Sn(min) - проходное сечение для струи воздуха при минимальной ширине призабойного пространства, м2 (таб 1);

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

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

k - коэффициент учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству за крепью выработки (при полном обрушении кровли принимается от 1.2-1.4);

qл - метановыделения из лавы в исходящую струю воздуха, для шахт опасных по внезапным выбросам=15 м3/т, сут;

kn - коэффициент учитывающий естественную дегазацию источников выделения метана в период отсутствия добычи угля (для системы разведки длинными столбами при управлении кровлей с полным обрушением kn =0,7);

* - при разработке сильно газовых пластов принимают дегазацию, которая позволяет направить часть метана из выработанного пространства, непосредственно в вентиляционную струю шахты и поэтому в знаменатель формулы вводиться дополнительный коэффициент =0.6-0.7, применим к разрабатываемой нами шахте;

Nцп - количество циклов в сутки;

r - ширина захвата шнека, м;

m - мощность пласта, м;

- плотность угля, т/м3.

Определение добычи угля с цикла:

(9)

где Lд - длина лавы, м;

m - мощность пласта;

r - ширина захвата шнека, т/м3=0,63;

с - коэффициент извлечения угля =0,98;

- плотность угля, т/м3;

Определение нормативного количества циклов в сутки:

(10)

где QН - нормативная нагрузка на очистной забой.

АЦ - добыча угля с цикла, м.

(11)

Определим плановую суточную нагрузку на забой по формуле:

(12)

где nЦП - плановое количество циклов в сутки, циклах.

4.6 Определение числа действующих забоев

Определим число действующих забоев по формуле:

(13)

где H0 - суммарная длина очистных забоев, м;

L - длина лавы.

Формула суммарной длины очистных забоев:

(14)

где А - мощность шахты, т/год;

l0 - подвигание забоя за год, м;

p - производительность пласта, т/м3;

с0 - коэффициент потерь от битого угля в выработках, от 0,97-0,98.

Формула подвигания забоя за год:

(15)

где N - число рабочих дней в году;

n - число циклов сутки;

r - подвигание за цикл, м.

Формула производительности пласта:

(16)

где m - мощность пласта, м;

- плотность угля, т/м3.

Принимаю одну лаву.

Проверка:

(17)

где А - мощность шахты, т/год;

Qп - плановая суточная нагрузка, т. 0,215 1,01