 |
Вскрытие и подготовка шахтного поля
|
|
|
|
Правильный выбор схемы вскрытия шахты имеет важное значение, так как ею определяются на длительный отрезок времени размер необходимых капитальных вложений, общая технология производственных процессов, уровень механизации и т.д.
На выбор схемы вскрытия влияет большое число факторов, которые можно разделить на две группы; геологические и технические.
Основные геологические факторы: число вскрываемых пластов, угол падения пластов, свойства боковых пород, расстояние между пластами, мощность наносов, нарушенность месторождения, глубина разработки, газоносность пластов, рельеф местности.
Основные технические факторы: производственная мощность шахты, размер шахтного поля, срок службы шахты, уровень развития горнодобывающей техники.
Способы вскрытия, применительно к рассматриваемым условиям можно разделить на три группы:
- вскрытие вертикальными стволами;
- вскрытие наклонными стволами;
- комбинированным способом.
При данных условиях, вскрытие наклонными стволами нецелесообразно из-за большой глубины разработки и пологого залегания пластов, т.к. длина стволов резко возрастает, пропускная способность по фактору вентиляции из-за малого сечения наклонных стволов уменьшается, увеличивается размеры охранных целиков под промплощадкой и т.д.
Вследствие перечисленных причин, нецелесообразным является применение и комбинированного способа вскрытия. Для заданных условий наиболее рациональным способом вскрытия шахтного поля является вскрытие вертикальными стволами.
3.1 Для геологических и горнотехнических факторов шахтного поля для сравнения принимаем два наиболее приемлемых варианта:
|
|
|
1 вариант. Одногоризонтная схема вскрытия вертикальными стволами и капитальным квершлагом с капитальными уклонами (рис.3.1).
2 вариант. Двухгоризонтная схема вскрытия вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами (рис.3.2).
При сравнении вариантов вскрытия учитывали, что при применении системы разработки длинными столбами по падению, различая во вскрытии бремсберговой части поля не будет. По этому при сравнении вариантов рассматривали капитальные и эксплуатационные затраты только для уклонной части шахтного поля.
3.2 Описание схем вскрытия, их особенностей, достоинства и
недостатки
1 вариант. Шахтное поле по падению делится на две части:
- бремсберговую;
- уклонную.
В каждой части шахтного поля отрабатываются столбы по падению. Капитальный квершлаг располагается на границе между бремсберговой и уклонной частями. В центре шахтного поля проводятся три ствола: главный (скиповой), вспомогательный (клетевой) и породный, до отметки основного горизонта (+30 м). Для вентиляции бремсберговой части до отметки горизонта (+150 м) на флангах шахтного поля пройдены два вентиляционных ствола. В уклонной части проводятся капитальные уклоны для подачи свежего воздуха. В нижнюю часть шахтного поля и для транспортирования полезного ископаемого на вышележащий горизонт.
Достоинства: значительный срок службы горизонта, равный сроку службы шахты; отсутствие необходимости в углубке стволов в период эксплуатации шахты.
Недостатки: наличие уклонных полей; многоступенчатость транспортирования полезного ископаемого и породы, поддержание в выработанном пространстве вентиляционных выработок большой протяженностью; наличие участковых водоотливов в уклонной части шахтного поля; значительные утечки воздуха между уклонами и ходками.
2 вариант. Шахтное поле по падению делится на две части: бремсберговую и уклонную. Погоризонтальные квершлаги располагаются на отметках +30 м и –100 м. На момент сдачи шахты в эксплуатацию вертикальные стволы проводятся до отметки первого горизонта (+30 м). По мере выемки угля в бремсберговой части производится углубка стволов до отметки второго горизонта (-100 м).
|
|
|
Для вентиляции первого горизонта служат вентиляционные стволы, пройденные до отметки +150 м, после отработки бремсберговой части они углубляются до отметки –100 м.
Достоинства: простота схемы проветривания, меньшие затраты на проведение и поддержание подготовительных выработок, более высокие нагрузки на очистные забои и выемочные поля.
Недостатки: углубка стволов, наличие двух горизонтов, срок службы каждого равен половине срока службы шахты; значительные затраты на проведение и поддержание квершлагов и штреков действующего горизонта.
В данных горно-геологических условиях обе схемы конкурентоспособны и для окончательного выбора, необходимо выполнить технико-экономическое сравнение вариантов.
3.3 Расчет параметров схем вскрытия
3.3.1 Глубины стволов определяются по формуле
| h = hн + Lбр х sin a + h3, м | (3.1) |
где hн – глубина насосов, м
Lбр – наклонная высота бремсберговой части шахтного поля
(Lбр=1000 м)
a - угол падения свиты пластов (a=7°)
hз – глубина зумпфа.
1 вариант.
Глубина скипового ствола и породного:
hпор.1 = hск.1 = 298+1000х0,122+30=450 (м)
глубина клетевого и вентиляционного стволов:
hкл.1 = hвн.1 = 298+1000х0,122+10=430 (м)
2 вариант:
hпор.2 = hск.2 = 450 (м)
hкл.2 = hвн.2 = 430 (м)
глубина углубки: hуг=1000х0,122=122 (м)
3.3.2 Объем околоствольного двора
| Vод=1,4Асут + 85 х q + 10 х Vв + 1700, м | (3.2) |
где Асут – суточная мощность шахты (Асут=12000 т/сут)
q – относительная газообильность (q=16 м3/м)
Vв – водоприток Н2О в шахту (Vв=345 м3/час)
Vод = 1,4 х 12000 + 85 х 16 + 10 х 345 + 1700 = 23310 (м3)
3.3.3 Площади поперечных сечений стволов (S) определяются по размерам оборудования стволов (в скиповых стволах) и по количеству воздуха, поступающего по стволу (в клетевых стволах)
| (3.3) |
где Vд – 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, м3/с.
|
|
|
| (3.4) |
где Кр – коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха,
Кр-1,6…1,8;
q - максимально-допустимое по ПБ содержание газа в исходящей
струе воздуха из шахты
1 вариант
скиповой ствол Дск1 = 6,5 м, Sск1 = 33,2 м3
клетевой ствол 
принимается ближайший большой типовой
Дкл1 = 7,5, Sкл1 = 44,2 м2
породный ствол 
принимается Дпор1 = 5,0 м, Sпор1 = 19,6 м2
вентиляционные фланговые стволы
принимается Двн1 = 6,5 м, Sвн1 = 33,2 м2
2 вариант. Сечение всех стволов приняты с учетом последующей углубки:
скиповой Дск2 = 7 м, Sск2 = 38,4 м2
клетевой Дкл2 = 8 м, Sкл2 = 50,3 м2
породный Дпор2 = 5,5 м, Sпород2 = 23,5 м2
вентиляционные Двн2 = 7м, Sвн2 = 38,4.
3.3.4 Коэффициент водообильности
| (3.5) |
3.4 Определение места заложения главного ствола по методу
академика Л.Д. Шевякова
Рациональным местом заложения главного ствола является точка пересечения откаточного горизонта с пластом, для которой справедлива система неравенства
Sqпр < qi + Sqлев
Sqлев < qi + Sqпр,
где qi – запасы, перевозимые из i-ой точки к стволу;
Sqп, Sqлев – суммарные запасы, находящиеся соответственно
справа и слева от i-ой точки.
1 вариант.
Рациональной является точка 3. Место заложения главного ствола показано на рисунке 3.1.
2 вариант.
Рациональной является точка 3.
Место заложения главного ствола показана на рисунке 3.2.
Длина капитального квершлага в первом и погоризонтного во втором вариантах определяется по формуле:
| (3.6) |
где åh – сумма расстояний между пластами, м;
åm – сумма мощностей пластов, м
3.5 Выбор рационального способа вскрытия методом сравнения
вариантов
3.5.1 Сущность метода:
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;
- реновационо капиталовложений;
- водоотлив (при W>1);
3) при сравнении вариантов учитываются те затраты, на которые отличаются рассматриваемые схемы.
3.5.2 Экономическое сравнение варианта.
3.5.2.1 Капитальные затраты.
3.5.2.1.1 Первоначальные капитальные затраты (табл.3.1).
Стоимость проведения стволов (Сст, руб)
| Сст = в [(С1 + С2 х S) (hст – hу) + (С3 + С4 х S) hу+(С5+С6 х S)hст], | (3.7) |
где С1…С6 – эмперические коэффициенты;
S – площадь поперечного сечения ствола, м2;
hст – глубина ствола, м
hу – глубина устья, м (hу=60 м).
1 вариант.
Скиповой ствол
Сск1=3,46[(405,5+46,5х33,2) (450-60)+(605,0+40х33,2)х60+
+(182,4+8,5х33,2)х450]=3755058,42 руб.
Таблица 3.1
| Наименование выработок | Кол-во | Сечение, м2 | Длина, м | Стоимость, руб/м | Общая стоимость, т/руб |
| Первый вариант | |||||
| Скиповой ствол | 33,2 | - | 3755,06 | ||
| Клетевой ствол | 44,2 | - | 4599,76 | ||
| Породный ствол | 19,6 | - | 2608,77 | ||
| Итого | 10963,59 | ||||
| Второй вариант | |||||
| Скиповой ствол | 38,4 | - | 4193,34 | ||
| Клетевой ствол | 50,3 | - | 5095,22 | ||
| Породный ствол | 23,5 | - | 2937,49 | ||
| Итого | 12226,05 |
Клетевой ствол
Скл1=3,46[(405,5+46,5х44,2)(430-60)+(605,0+40х44,2)х60+(245,3+
+9,0х44,2)х430]=4599755,14 руб.
Породный ствол
Спор1=3,46[(405,5+46,5х19,6)(450-60)+(605,0+40х19,6)х60+(182,4+
+8,5х19,6)х450]=2608774,26 руб.
2 вариант
Скл2=3,46[(405,5+46,5х50,3)(430-60)+(605,0+40х50,3)х60+(245,3+
+9,0х50,3)х430]= 5095218,49 руб.
Сск2=3,46[(405,5+46,5х38,4)(450-60)+(605,0+40х38,4)х60+(182,4+
+8,5х38,4)х450] = 4193343,54 руб.
Спор2= 3,46[(405,5+46,5х23,5)(450-60)+(605,0+40х23,5)х60+(182,4+
+8,5х23,5)х450] = 2937488 руб.
3.5.2.1.2 капитальные затраты будущих лет (табл.3.2).
Капитальные затраты будущих лет (Спр руб) рассчитываются по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду по формуле:
 Кпр = (1+Е)t,
| (3.8) |
где С – капиталовложения, рассчитанные по действующим
стоимостным параметрам, руб;
Е – нормативный коэффициент приведения (Е=0,08);
t – период отдаления капиталовложений от базового периода, лет
(t=20 лет);
Кпр – коэффициент приведения.
Таблица 3.2
| Наименование выработок | Кол-во | S, м2 | L, м | t | Кпр | С, руб/м | Спр, тыс.руб. |
| Первый вариант | |||||||
| Конвейерный уклон, пл. К7 | 12,1 | 4,66 | 1161,2 | 249,2 | |||
| Рельсовый полевой уклон | 17,6 | 4,66 | 1595,8 | 684,9 |
Окончание табл.3.2
| Людской ходок полевой | 17,6 | 4,66 | 1592,0 | 683,3 | |||
| Капитальный квершлаг горизонта –100 м | 17,6 | 4,66 | 2673,9 | 2214,9 | |||
| Итого первый вариант | 3832,3 | ||||||
| Второй вариант | |||||||
| Углубка стволов: | |||||||
| скипового | 38,4 | 4,66 | 7998,4 | 209,4 | |||
| клетевого | 50,3 | 4,66 | 10154,8 | 265,9 | |||
| породного | 23,5 | 4,66 | 5684,1 | 148,8 | |||
| капитальный квершлаг горизонта –100 м | 17,6 | 4,66 | 2673,9 | 2283,7 | |||
| Околоствольный двор -100 | 4,66 | 209,3 | 1046,9 | ||||
| Итого второй вариант | 3954,7 |
|
|
|
3.5.2.2 Эксплуатационные затраты
3.5.2.2.1 затраты на проведение подготовительных горных выработок.
Так как в сравниваемых вариантах схем вскрытия предусматривается применение одного и того же способа подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно. Поэтому данная статья затрат не учитывается.
3.5.2.2.2 Затраты на поддержание подготовительных горных выработок.
По аналогии с 3.5.2.2.1 данная статья затрат не учитывается.
3.5.2.2.3 Затраты на ремонт капитальных горных выработок.
На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется 2,2% от первоначальной их стоимости. Затраты на ремонт капитальных горных выработок приведены в таблице 3.3.
3.5.2.2.4 Затраты на транспорт и подъем угля (табл.3.4).
3.5.2.2.5 Затраты на реновацию капиталовложений.
Первый вариант
10963,59+3832,3=14795,89 тыс.рублей;
Второй вариант
12226,05+3954,7=16180,75 тыс.рублей;
3.5.2.2.6 Затраты на водоотлив.
Так как коэффициент водообильности W<1 (0,69<1), то затраты на водоотлив не учитываются.
3.5.2.3 Суммарные затраты по вариантам (таблица 3.5).
Таблица 3.3
| Наименование выработок | Первонач. стоимость, тыс.руб. | Срок службы, лет | Отчисления на ремонт руб./год | Общие затраты на ремонт, тыс.руб. |
| Первый вариант | ||||
| Скиповой ствол | 3755,06 | 82611,32 | 4213,2 | |
| Клетевой ствол | 4599,76 | 101194,72 | 5160,9 | |
| Породный ствол | 2608,77 | 57392,94 | 2927,0 | |
| Конвейерный уклон пласта К7 | 249,2 | 25,5 | 5482,4 | 139,8 |
| Рельсовые полевые уклоны | 684,9 | 25,5 | 15067,8 | 384,2 |
| Людские полевые ходки | 683,3 | 25,5 | 15032,6 | 383,3 |
| капитальный квершлаг горизонта –100 м | 2214,9 | 25,5 | 48727,8 | 1242,6 |
| Итого первый вариант | ||||
| Второй вариант | ||||
| Скиповой ствол | 4193,34 | 92253,48 | 2352,5 | |
| Клетевой ствол | 5095,22 | 112094,84 | 2858,4 | |
| Породный ствол | 2937,49 | 64624,78 | 1647,9 | |
| Углубка стволов: | ||||
| скипового | 209,4 | 25,5 | 4606,8 | 117,5 |
| клетевого | 265,9 | 25,5 | 5849,8 | 149,2 |
| породного | 148,8 | 25,5 | 3273,6 | 83,5 |
| капитальный квершлаг горизонта –100 м | 2283,7 | 25,5 | 50241,4 | 1281,2 |
| Околоствольный двор -100 | 1046,9 | 25,5 | 23031,8 | 587,3 |
| Итого второго варианта | 15936,3 |
Таблица 3.4
| Наименование выработок | Длина транспорт., км | Объем транспорта, млн.т | Стоимость транспорта руб./т | Общие затраты, тыс.руб. |
| Первый вариант | ||||
| Конвейерный уклон К7 | 1,0 | 86,16 | 0,0424 | 3653,2 |
| Скиповой ствол | 0,450 | 86,16 | 0,3878 | 33412,8 |
| Итого первый вариант | ||||
| Второй вариант | ||||
| Скиповой ствол | 0,572 | 86,16 | 0,4488 | 38668,6 |
| Итого второй вариант | 38668,6 |
Таблица 3.5
| Статьи затрат | Варианты | |
| первый | второй | |
| Капитальные затраты: | ||
| а) первоначальные | 10963,59 | 12226,05 |
| б) будущих лет | 3832,3 | 3954,7 |
| Итого капитальные затраты, тыс.руб. | 14795,89 | 16180,75 |
| % | 91,4 | 100,0 |
| Эксплуатационные расходы на: | ||
| а) проведение подготовительных выработок | - | - |
| б) поддержание подготовительных выработок | - | - |
| в) ремонт капитальных выработок | 15936,3 | |
| г) транспорт и подъем угля | 38668,6 | |
| д) реновацию капиталовложений | 14795,89 | 16180,75 |
| е) водоотлив | - | - |
| Итого эксплуатационные расходы, тыс.руб. | 66312,89 | 70785,65 |
| % | 93,7 |
Анализ данных таблицы 3.5 показывает, что рассматриваемые варианты практически равнозначны, так как затраты отличаются менее чем на 10%. Второй вариант принимается как рациональный, вследствие следующих преимуществ перед первым вариантом:
- простота схемы проветривания;
- более высокие нагрузки на очистные забои;
- при углубке стволов происходит обновление шахты;
- простота транспортирования полезного ископаемого;
- меньшие затраты на проведение и поддержание подготовительных выработок.
3.6 Подготовка шахтного поля
На выбор способа подготовки шахтных полей оказывают влияние горно-геологические и горно-механические факторы. Из горно-геологических факторов наибольшее влияние имеет угол падения пласта, нарушенность месторождения, газоносность и водообильность пластов, а из горно-механических факторов -–размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания, скорость проведения подготовительных выработок и заданный объем добычи.
Для горно-геологических и горно-технических факторов поле проектируемой шахты наиболее приемлемой является погоризонтная схема подготовки. Погоризонтная схема подготовки применяется при разработке пластов тонкой и средней мощности с углами падения до 10°-12°, при высокой их газоносности.
Способ подготовки пластов – групповой полевой. Порядок отработки – нисходящий с К12 по К7. Порядок отработки шахтного поля для бремсберговой части принят прямым ходом, и обратным для уклонной части.
Достоинства погоризонтной схемы подготовки позволяют:
- упростить подготовку шахтного поля и схемы транспортирования угля в шахте;
- уменьшить протяженность и объем выработок по подготовке шахтного поля;
- обеспечить стабильность длины лавы;
- уменьшить вероятность встречи нарушений, поскольку последние в большинстве случаев располагаются в направление падения пластов или близко к нему;
- уменьшить поступление метана из выработанного пространства в лаву;
- исключить вывалы угля в призабойное пространство.
Недостатки:
- ограничение области применения только пологими пластами (до 12°);
- дополнительные трудности, обусловленные необходимостью проведения длинных наклонных выработок.
|
|
|
