Вскрытие шахтного поля

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

· угол падения свиты пластов;

· выбранный способ подготовки шахтного поля;

· размеры шахтного поля;

· мощность наносов или глубина залегания угольных пластов.

Современные нормы проектирования рекомендуют ориентироваться на следующие способы вскрытия:

· одногоризонтные способы вскрытия с делением шахтного поля на бремсберговую и уклонную части;

· многогоризонтные способы с углубкой вспомогательного ствола с целью обеспечения подачи свежего воздуха в нижнюю часть отрабатываемого горизонта. При этом главный вертикальный ствол может также углубляться для выдачи полезного ископаемого по стволу непосредственного с нижнего уровня горизонта. Если же главный ствол не углубляется, то уголь с нижнего уровня горизонта транспортируется по уклону вверх, а затем выдается по вертикальному стволу;

· в качестве главного ствола может использоваться как вертикальный скиповой ствол, так и наклонный, оборудованный мощной конвейерной установкой.

Из всех возможных вариантов способов вскрытия шахтного поля в заданных горно-геологических условиях выбираются 2 конкурентно способных варианта. Выбранные способы вскрытия подробно описываются с детальным анализом отличительных особенностей каждого варианта.

Для каждого из выбранных вариантов рассчитываются все необходимые параметры.

Глубина ствола определяется по одной из формул:

h = h_н + L_бр· sinα + h_з, (11)

где h_з – глубина зумпфа, у скипового ствола 20...40 м, у клетевого 7...10 м;

h_н – мощность наносов;

L_бр – наклонная высота бремсберговой части шахтного поля;

α – угол падения свиты пластов.

Глубина углубки

h = (H – L_бр)· sinα, (12)

где H – размер шахтного поля по падению.

Объем околоствольного двора

V_од = 1.4 ∙ А_ст+ 85 ∙ q+ 10 ∙ V_в+ 1700, (13)

А_ст – суточная мощность шахты, т;

q – относительная газообильность, м³/т;

V_в – водоприток воды в шахту, м³/час.

Площади поперечных сечений (S) скиповых стволов определяются с учетом размеров оборудования, работающего в стволе, и в учебных расчетах диаметры стволов в свету принимаются равными 5 м, если годовая мощность шахты не более 2, 4 млн.т, и 5, 5 м, если годовая мощность шахты более 2, 4 млн.т.

Площади поперечных сечений клетевых стволов определяются с учетом количества воздуха, поступающего по стволу (Q)

, (14)

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, м³/с;

, (15)

k_Р – коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, k_Р =1.6...1.8;

d – максимально допустимое по ПБ содержание газа в исходящей струе воздуха из шахты, d = 0, 75 %.

В вариантах, предусматривающих последующую углубку стволов, сечение стволов необходимо принимать с учетом размещения в пределах поперечного сечения углубочного отделения, т.е. диаметр ствола в свету для сечений, определенных по размеру оборудования или по количеству пропускаемого воздуха, увеличивается на 0.5 м.

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

, (16)

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

Рациональным местом заложения главного вертикального ствола является точка пересечения откаточного горизонта с пластом, имеющим наибольшую мощность из всех пластов свиты.

Длина капитальных и погоризонтных квершлагов определяется с учетом места заложения стволов и расстояний между пластами.

Выбор рационального способа вскрытия методом сравнения вариантов. 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;

· реновацию капиталовложений;

· водоотлив (при ω > 1).

3) при сравнении вариантов учитываются только те затраты, на которые отличаются рассматриваемые схемы. Одинаковы 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 учитываются.

Для удобства по принятым к сравнению вариантам схем вскрытия составляется таблица выработок, которые будут учитываться в дальнейших расчетах (табл. 9).

Таблица 9 Параметры горных выработок по вариантам

Расчеты первоначальных капитальных затрат сводятся в таблицу 10 по вариантам.

Таблица 10 Первоначальные капитальные затраты

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

; (17)

К_ПР = (1 + Е)^t, (18)

где С – 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;

К_ПР – коэффициент приведения.

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 11 по вариантам.

Таблица 11 Капитальные затраты будущих лет

Эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются в том случае, если в сравниваемых вариантах предусматривается применение разных способов подготовки шахтного поля. Если же в сравниваемых вариантах предусматривается применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно и данная статья затрат может не учитываться. Если эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице, аналогичной таблице 10.

Тот же порядок расчетов применим и к эксплуатационным затратам на поддержание подготовительных горных выработок. Если эксплуатационные затраты на поддержание подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице 12.

Затраты на ремонт капитальных горных выработок. На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется 2.2 % от первоначальной их стоимости. Результаты расчетов затрат на ремонт капитальных горных выработок сводятся в таблицу 13.

Таблица 12

Таблица 13

Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 14.

Таблица 14

Затраты на водоотлив рассчитываются в том случае, если коэффициент водообильности ω больше 1. Результаты расчетов затрат на водоотлив по вариантам сводятся в таблицу 15.

Таблица 15

Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 16.

Таблица 16

Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К₁и К₂) и эксплуатационных (Э₁ и Э₂) затрат, рассчитанных в таблице 16.

Если К₁ > К₂ и Э₁ > Э₂ или К₁ < К₂ и Э₁ < Э₂ на 5-10 %, то варианты экономически равноценные, так как разность не превышает величины точности расчета. В этом случае рациональный вариант выбирается с учетом технического преимущества одного из вариантов, величины первоначальных затрат и др.

Если К₁ > К₂ и Э₁ > Э₂ или К₁ < К₂ и Э₁ < Э₂ более чем на 5-10 %, то экономически выгоднее соответственно II и I варианты.

Если К₁ > К₂, а Э₁ < Э₂, то выбор рационального варианта производится с учетом срока окупаемости капитальных вложений t_o, который определяется по формуле:

. (19)

При К₁ < К₂, а Э₁ > Э₂

, (20)

где А – годовая мощность шахты, млн. т;

Q_ПР – промышленные запасы шахтного поля, млн.т.

Если t_o > 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует меньшее значение капитальных затрат, а если t_o < 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат.

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.