Главная страница
Навигация по странице:

  • Наименование выработки 1 вариант 2 вариант

  • Стоимость проведения горных выработок до сдачи в эксплуатацию

  • Вид выработки и крепи c

  • Капитальные затраты будущих лет

  • Затраты на ремонт капитальных горных выработок.

  • 1 вариант - стоимость подъема полезного ископаемого

  • 2 вариант - стоимость транспорта полезного ископаемого

  • Курсовая работа. Курсовой проект по дисциплине Тема


    Скачать 176.33 Kb.
    НазваниеКурсовой проект по дисциплине Тема
    Дата13.12.2021
    Размер176.33 Kb.
    Формат файлаdocx
    Имя файлаКурсовая работа.docx
    ТипКурсовой проект
    #301706
    страница6 из 6
    1   2   3   4   5   6

    6 Вскрытие шахтного поля



    Из 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.

    Наименование выработки

    1 вариант

    2 вариант

    Главный ствол

    H=310м

    S=19,6м2

    l=906 м

    S=17,6 м2

    Глубина углубки

    hугл=230



    Вспомогательный ствол

    h=290м

    S=50,24 м2

    h=290 м

    S=50,24 м2

    Углублённая часть вспомогательного ствола

    hугл.=230м

    hугл=230 м

    Квершлаг I горизонта

    l=633 м

    S=15.4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    L=633

    S=15,4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    Квершлаг II горизонта

    l=922 м

    S=15,4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    l=1555 м

    S=15.4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    Объём околоствольного двора

    V=14885 м3

    V=11908 м3


    В дальнейших расчётах будут учитываться следующие выработки:


    Наименование выработки

    1 вариант

    2 вариант

    Главный ствол

    H=310м

    S=19,6м2

    l=906 м

    S=17,6 м2

    Глубина углубки

    hугл=230



    Квершлаг II горизонта

    L=922 м

    S=15,4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    L=1555 м

    S=15.4 м2

    Sобщ=45,4 м2

    Объём околоствольного двора

    V=14885 м3

    V=11908 м3


    Стоимость проведения горных выработок до сдачи в эксплуатацию

    Формула для расчета стоимости проведения протяженных выработок

    С = b∙(c1 + c2S), 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;

    с1и2 - эмпирические коэффициенты (табл. I-1) ;

    S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;

    Таблица I-1

    Вид выработки и крепи

    c1

    c2

    Вертикальные стволы

    72700

    5130

    Наклонные стволы

    сборный железобетон


    40800


    4100

    Бремсберги, уклоны и ходки, проводимые по пласту (металл)

    угол наклона 13 градусов и более



    6500



    2700

    Бремсберги, уклоны и ходки, проводимые по породе (металл)

    угол наклона 13 градусов и более



    30500



    3500

    Бетон

    Сборный железобетон

    22043

    40782

    5512

    2581



    1 вариант - расчёты

    Сгл.ст.= b∙(c1 + c2S)=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 + c2S)=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

    Наименование выработки

    Кол-во выработок

    Сечение, м2 (объем) м3


    Длина м

    Стоимость проведения
    1 м (м3), тнг.

    Полная стоимость проведения, тыс.тнг

    1

    2

    3

    4

    5

    6

    Первый вариант

    Главный ствол

    1

    19,6

    310

    530139

    164343

    Околоствольный двор

    1

    14885



    21989

    327306

    Итого по первому варианту

    491649

    1

    2

    3

    4

    5

    6

    Второй вариант

    Наклонный ствол

    1

    17,6

    906

    345658

    313166

    Околоствольный двор

    1

    11908



    21989

    261845

    Итого по второму варианту

    575011


    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 + c2S)=3,06(72700+5130∙19,6)=530138,9 тнг/м;

    Сквершлага.= b∙(c1 + c2S)=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 + c2S)=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 + c2S)=1,34(30500+3500∙14,5)=108875тнг/м.

    ;

    Расчеты капиталовложений будущих лет сведены в таблицу 10 по вариантам.

    Таблица 10

    Наименование выработки

    Кол-во выработок

    Сечение, м2 (объем) м3


    Длина м

    Стоимость проведения
    1 м (м3), тнг.

    Полная стоимость проведения, тыс.тнг

    Коэффициент приведения затрат

    Стоимость приведенная, тыс.тнг

    Первый вариант

    Углубка главного ствола

    1

    19,6

    230

    530139

    121932

    4,66

    26166

    Квершлаг II горизонта

    3

    15,4

    922

    107909

    298476

    4,66

    64051

    Итого по первому варианту

    90217

    Второй вариант

    Квершлаг II горизонта

    3

    15,4

    1555

    107909

    503394

    4,66

    108025

    уклоны

    3

    14,5

    950

    61171

    174336

    4,66

    37411

    Итого по второму варианту

    145436



    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

    Наименование

    выработки

    Первоначальная стоимость выработки, тыс.тнг

    Срок службы выработки, лет

    Отчисления на ремонт, тнг/год

    Общие затраты на ремонт, тыс.тнг

    Первый вариант

    Главный вертикальный ствол

    164343

    55

    3616000

    199000

    Углубка

    26166

    27,5

    576000

    16000

    Итого по первому варианту

    215000

    Второй вариант

    Главный наклонный ствол

    313166

    55

    6890

    379000

    Итого по второму варианту

    379000


    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)

    αугол 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,

    Тип конвейера

    Производительность, т/час

    a

    b

    c

    1ЛУ120

    1000

    154764

    7959

    8



    Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 13.

    Таблица 13

    Наименование выработки

    Кол-во транспортируемого угля, млн.т

    Стоимость транспортирования 1 т тнг.

    Суммарные расходы на транспортирование, тыс.тнг.

    Первый вариант

    Гл. ствол I горизонта

    52,915

    37,7

    1994900

    Гл. ствол II горизонта

    52,915

    50,2

    2656300

    Итого по первому варианту

    4651200

    Второй вариант

    Наклонный ствол

    105,83

    14,6

    1545118

    Капит. уклоны

    52,915

    15,12

    804300

    Итого по второму варианту

    2349418

    Затраты на водоотлив не рассчитываются, т.к. коэффициент водообильности равен 0,45<1
    Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 15.

    Таблица 15

    Статьи расходов

    Величина расходов, тыс.тнг.

    1 вариант

    2 вариант

    1

    2

    3

    Капитальные вложения на проведение выработок

    а) в период строительства шахты

    б) будущих лет

    491649

    90217

    575011

    145436

    Итого капитальных вложений, тыс.тнг

    %%

    581856

    80,76

    720447

    100

    Эксплуатационные расходы на:

    а) проведение выработок

    б) поддержание выработок

    в) ремонт капитальных выработок

    г) транспорт и подъем

    д) водоотлив





    215

    4651200







    379

    2349418



    Итого эксплуатационных расходов,тыс.тнг

    %%

    4651415

    198

    2349797

    100


    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 литературы


    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.
    1   2   3   4   5   6


    написать администратору сайта