Курсовая работа. Курсовой проект по дисциплине Тема
Скачать 176.33 Kb.
|
6 Вскрытие шахтного поляИз всех возможных вариантов способов вскрытия шахтного поля в заданных горно-геологических условиях выбраны 2 конкурентно способных варианта. При назначении схемы вскрытия для данных горно-геологических условий учитывались: угол падения свиты пластов - 140; выбранный способ подготовки шахтного поля - этажный; размеры шахтного поля L×H=6100м×1900м; мощность наносов – 55м. 1 вариант: многогоризонтный способ с углубкой вспомогательного ствола с целью обеспечения подачи свежего воздуха в нижнюю часть отрабатываемого горизонта. При этом главный вертикальный ствол углубляется для выдачи полезного ископаемого по стволу непосредственного с нижнего уровня горизонта. в качестве главного ствола используется вертикальный скиповой ствол. Рис. 6.1. Схемы многогоризонтного вскрытия свиты пологих пластов вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами 1 – главный (скиповой) ствол. 2 – вспомогательный (клетевой ствол) 3 – вентиляционные шурфы 4 – квершлаг 1-го горизонта 5 – вентиляционный квершлаг первого горизонта 6 – углубляемая часть вспомогательного ствола 7 – вентиляционный ствол 2-го горизонта 8 – квершлаг 2-го горизонта (откаточный) 9 – вентиляционный квершлаг второго горизонта 10 – углубляемая часть главного ствола. Шахтное поле по падению разделяется на 2..3 горизонта. Размер каждого горизонта по падению не должен быть более 1000—1200 м, а его запасов для разработки должно хватать не менее чем на 15 лет. Стволы первоначально проходят только до отметки первого горизонта, а пласты вскрывают откаточным квершлагом (рис. 6.2). На него отрабатывают запасы бремсберговой части. По мере отработки этих запасов стволы заблаговременно углубляют до второго горизонта, а пласты вновь вскрывают откаточным квершлагом. В связи с этим квершлаги и получили название погоризонтных. Для проветривания выработок первого горизонта в зависимости от глубины расположения верхней границы шахтного поля от поверхности проводят шурфы, один или несколько фланговых стволов. При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта используется как вентиляционный и проводится вентиляционный ствол до отметки первого горизонта. Путем углубки стволов и проведения погоризонтных квершлагов вскрывают запасы третьего горизонта и т. д. Если угол падения пластов не превышает 18° и газовыделение не значитено, то для отработки запасов последнего горизонта нет необходимости углублять стволы и сооружать дорогостоящие околоствольные дворы, проводить квершлаги и пр. Эти запасы следует отрабатывать на откаточные выработки предпоследнего горизонта с использованием уклонных работ. Для производства углубки стволов необходимо иметь углубочные отделения, оборудованное специальным одноклетевым подъемом с противовесом на большегрузную вагонетку. Многогоризонтное вскрытие может применяться при любом способе подготовки шахтного поля. Каждая бремсберговая часть шахтного поля имеет самостоятельный транспортный и подъемный горизонт; только при отработке последней ступени один транспортный горизонт последовательно обслуживает и бремсберговую и уклонную части. Вскрытие шахтных полей вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами рекомендуется применять при углах наклона пластов до 18° и размерах шахтного поля по падению от 2,5 км и более. 2 вариант Двухгоризонтный вариант вскрытия пластов главным наклонным стволом и вспомогательным вертикальным стволом с последующей углубкой вспомогательного ствола. По технологическому назначению можно выделить четыре комплекса вскрывающих выработок и сооружений: угольный, породный, вспомогательный и вентиляционный. Комплексы эти могут выполнять только свои непосредственные функции: главный ствол — выдавать уголь, вентиляционный — подавать воздух в шахту и т.д. Однако рационально использовать каждую вскрывающую выработку для выполнения нескольких технологических функций. Так, вертикальный ствол, предназначенный для спуска-подъема людей, материалов и оборудования, служит и для подачи воздуха в шахту. Комбинированный способ вскрытия является результатом синтеза рациональных комплексов выработок по вскрытию с различным технологическим назначением применительно к конкретным условиям залегания пластов. Рисунок 7 – Схема комбинированного вскрытия шахтных полей наклонными и вертикальными стволами: 1 – главный наклонный ствол; 2 – вспомогательный ствол; 3 – углубленная часть вспомогательного ствола; 4 – квершлаг I горизонта; 5 – квершлаг II горизонта; 6 – фланговые вентиляционные шурфы; 7 – фланговые вентиляционные стволы II горизонта; 8 – вентиляционные квершлаги II горизонта. 1 вариант Глубина ствола определяется по формуле: h = hн + Lбр·sinα + hз, (12) где hз- глубина зумпфа, у скипового ствола 20...40 м, у клетевого 7...10 м; hн - мощность наносов; Lбр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля; α - угол падения свиты пластов. Hгл.ств. = hн + Lбр·sinα + hз=55+950∙ sin140 +30=310м, Hвсп.ств. = hн + Lбр·sinα + hз=55+950∙ sin140 +10=290м, Глубина углубки h = Ог1– Ог2Н/2∙sinα=950∙sin140=230м, (13) где Ог1 - отметка первого горизонта; Ог2 - отметка второго горизонта. Объем околоствольного двора Vод = 1.4∙Аст+85∙q+10∙Vв+1700=1,4∙7000+85∙20+10∙155+1700=14885, (14) Аст - суточная мощность шахты, т; q - относительная газообильность, м3/т; Vв - водоприток воды в шахту, м3/час. Площади поперечных сечений стволов (S) определяются по размерам оборудования стволов (в скиповых стволах) и по количеству воздуха, поступающего по стволу (в клетевых стволах) (15) , где VД - максимально допустимая скорость движения воздуха по стволу; для грузо-людских стволов 8 м/с, для грузовых 12 м/с; Q - количество воздуха, поступающегося через ствол в шахту, куб.м/с; (16) kР - коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, kР =1.6...1.8; d - максимально допустимое по ПБ содержание газа в исходящей струе воздуха из шахты, d = 0,75. (17) (18) Так как годовая мощность шахты равна 6000-7000т./сут., то диаметр ствола принимаем равным 5м: Dг.с.=5м. Тогда площадь поперечного сечения главного ствола равна: Коэффициент водообильности ω определяется по формуле , (19) где VB – средне часовой приток воды в шахту, м3/час. Длина квершлага первого горизонта: , (22) где ∑m – сумма мощностей пластов, ∑h – общее расстояние между пластами. Количество квершлагов первого горизонта: Для первого горизонта требуется 3 квершлага поперечным сечением Sкв=15,4 м2. Длина квершлага II горизонта вычисляется по формуле: , (23) где Н – длина шахтного поля по падению; α – угол падения свиты пластов; h – расстояние между первым и вторым пластами; m – мощности пластов. 2 Вариант Длина наклонного ствола определяется по формуле: (24) где Lбр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля; hн - мощность наносов; α - угол падения свиты пластов; β - угол падения наклонного ствола. Сечение наклонного ствола принято равным Sн.с.=17,6м2. Глубина вспомогательного ствола вычисляется по формуле: h = hн + Lбр·sinα + hз=55+950∙sin140+10=290м, (25) где hз- глубина зумпфа, у скипового ствола 20...40 м, у клетевого 7...10 м; hн - мощность наносов; Lбр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля; α - угол падения свиты пластов. Глубина углубки вспомогательного ствола: h = Ог1– Ог2Н/2∙sinα=950∙sin140=229,8≈230м, (26) где Ог1 - отметка первого горизонта; Ог2 - отметка второго горизонта. Площадь поперечного сечения вспомогательного ствола (S) определяется по количеству воздуха, поступающегося по стволу (в клетевых стволах) (27) , 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, куб.м/с; (28) kР - коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, kР =1.6...1.8; d - максимально допустимое по ПБ содержание газа в исходящей струе воздуха из шахты, d = 0,75. (29) Длина погоризонтных квершлагов определена с учетом места заложения стволов и расстояний между пластами. Длина квершлага первого горизонта: , где ∑m – сумма мощностей пластов, ∑h – общее расстояние между пластами. Количество квершлагов первого горизонта: Для первого горизонта требуется 3 квершлага поперечным сечением Sкв=15,4 м2. Длина квершлагов второго горизонта: Так как ствол отнесён к третьему пласту, то применяется следующая формула: , (30) где Н – длина шахтного поля по падению; α – угол падения свиты пластов. Количество квершлагов второго горизонта: Для второго горизонта требуется 3 квершлага поперечным сечением Sкв=15,4 м2. Объем околоствольного двора Vод = 0,8Vоколоств.д.верт.ств.=0,8∙14885=11908м3, (31) Результаты вычислений требующихся выработок по двум вариантам.
В дальнейших расчётах будут учитываться следующие выработки:
Стоимость проведения горных выработок до сдачи в эксплуатацию Формула для расчета стоимости проведения протяженных выработок С = b∙(c1 + c2∙S), тнг/м, (32) где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (до сдачи шахты в эксплуатацию или после сдачи); для вертикальных и наклонных стволов не зависимо от периода строительства b = 3.06; для прочих выработок при их сооружении до сдачи шахты в эксплуатацию b = 2.01, после сдачи шахты в эксплуатацию b = 1.34; с1и.с2 - эмпирические коэффициенты (табл. I-1) ; S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2; Таблица I-1
1 вариант - расчёты Сгл.ст.= b∙(c1 + c2∙S)=3,06(72700+5130∙19,6)=530138,88 тнг/м; Стоимость сооружения околоствольного двора Формула для расчета стоимости сооружения околоствольного двора Сод = 21989∙Vод, тнг, где Vод - объем околоствольного двора, м3. Сокств.дв.= 21989∙Vо.д.=21989∙14750=324337750 тнг. 2 вариант – расчёты Наклонный ствол сооружается из сборного железобетона Снакл.ст.= b∙(c1 + c2∙S)=3,06(40800+4100∙17,6)=345657,6 тнг/м; Сокств.дв.= 21989∙Vо.д.=21989∙11800=259470200 тнг. Расчеты первоначальных капитальных затрат сведены в таблицу 9 по вариантам. Таблица 9
Капитальные затраты будущих лет Капитальные затраты будущих лет (СПР) рассчитаны по действующим стоимостным параметрам и приведены к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле ; (33) КПР = (1 + Е)t=(1+0,008)20=4,66, (34) 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; КПР - коэффициент приведения. 1 вариант – расчёты Для квершлага II горизонта и , , применяется три квершлага: один квершлаг сечением 17,6м2 и два квершлага сечением 15,4м2. Стоимость проведения равна: Суглубки.= b∙(c1 + c2∙S)=3,06(72700+5130∙19,6)=530138,9 тнг/м; Сквершлага.= b∙(c1 + c2∙S)=1,34(27000+3300∙15,4)=104278,8тнг/м. ; 2 вариант – расчёты Для квершлага II горизонта и , , применяется три квершлага: один квершлаг сечением 17,6м2 и два квершлага сечением 15,4м2. Стоимость проведения равна: Сквершлага.= b∙(c1 + c2∙S)=1,34(27000+3300∙15,4)=104278,8тнг/м. Для уклона и , , т.к. угол наклона равен 15˚. Площадь поперечного сечения в свету равна 14,5м2. Стоимость проведения равна : Суклона.= b∙(c1 + c2∙S)=1,34(30500+3500∙14,5)=108875тнг/м. ; Расчеты капиталовложений будущих лет сведены в таблицу 10 по вариантам. Таблица 10
Эксплуатационные затраты на проведение и поддержание подготовительных горных выработок не рассчитываются, т.к. в вариантах 1 и 2 приняты одинаковые способы подготовки шахтного поля. 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 сведены в таблицу 12. Таблица 12
1 вариант - стоимость подъема полезного ископаемого Формула для расчета стоимости подъема полезного ископаемого двухскиповыми подъемами , тнг/т (35) где Ап - производительность подъема, т/сутки; h - высота подъема, км. тнг/т тнг/т 2 вариант - стоимость транспорта полезного ископаемого Формула для расчета стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами , тнг/т, (36) где А – нагрузка на данную выработку, т/сутки; L – дальность транспортирования, км; kн – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки: для уклонов kн = 1+ 0.003∙α=1,054; (37) для бремсбергов kн = 1 – 0.0015∙α=1,042; (38) α – угол наклона выработки, град.; a, b, c - эмпирические коэффициенты (таблица I-3). Для наклонного ствола и уклонов был выбран конвейер 1ЛУ120. Дальность транспортировки по капитальному уклону составит 1км, нагрузка на данную выработку составляет 7000т/сут, коэффициент учитывающий угол наклона выработки: тнг/т, , тнг/т,
Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 13. Таблица 13
Затраты на водоотлив не рассчитываются, т.к. коэффициент водообильности равен 0,45<1 Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 15. Таблица 15
Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К1и К2) и эксплуатационных (Э1 и Э2) затрат, рассчитанных в таблице 15. Так как К1 < К2 , а Э1 > Э2, , то выбор рационального варианта производится с учетом срока окупаемости капитальных вложений to, который определяется по формуле: , (39) где А – годовая мощность шахты, млн.т; QПР – промышленные запасы шахтного поля, млн.т. Так как to < 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат, то есть 2 вариант. Список использованной литературы1. 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. |