Разработка проекта системы для отработки пласта С5

11

2.3 Обоснование выбора рациональной системы разработки по стоимостным показателям

Определяем стоимость  проведения  1 м откаточного штрека по пласту угля при таких исходных данных: сечение штрека в свету F=11 м², крепление – арочная трехзвенная крепь. Коэффициент крепости пород ƒ =5. Приток воды в забой незначительный. Мощность пласта m=1,1 м не опасный по внезапным выбросам угля и газа. Глубина проведения штрека –225 м, средняя длина транспортирования горной массы l=3,5 км. Ширина колеи 900 мм, рельсы

  типа Р-33

Стоимость проведения 1 м  штрека определяется по формуле:

k_штр= [(С₁ + С₂ ·F – C₃ · η·F) ·ƒ_п + k_р·n] ρ, грн/м

где С₁– коэффициент стоимости проведения выработок, который учитывает постоянные и не зависимые от величины сечения выработки затраты на 1 м, С₁ = 36 грн/м;

С₂–коэффициент стоимости проведения выработок, который учитывает постоянные и не зависимые от величины сечения выработки затраты на 1 м³, С₂=160  грн/м;

С₃ – коэффициент, который учитывает уменьшение стоимости проведения выработок по смешанному забою или только по углю в сравнении со стоимостью проведения ее по породе, С₃ = 2,5 грн/м;

ƒ_п – поправочный коэффициент, который учитывает глубину работ, обводнение и выбросоопасность забоя, длину транспортирования горной массы и изменения стоимости проведения:

η- отношение площади забоя по углю к полной площади сечения выработки в свету,

η=

ƒ_п = k_н· k_о.з· k_в· k_l,

ƒ_п =1,017· 1· 1· 1,41=1,43

k_о.з. – коэффициент обводненности забоя, k_о.з.=1;

k_в - коэффициент выбросоопасности забоя, k_в=1,0;

k_р–стоимость укладки рельсового пути, k_р=28,8 грн/м.

k_н – коэффициент глубины работ:

k_н = 0,99 + 0,00012H,

k_н = 0,99 + 0,00012·225=1,017

k_l – коэффициент влияния длины транспортирования горной массы:

k_l = 0,99 + 0,12l,

k_l = 0,99 + 0,12·3,5=1,41

Т.к. штрек проводится за счет эксплуатации, то ρ = 1,17.

Значение коэффициента η будет приблизительно равно 0,44.

При определении стоимости  проведения горных выработок необходимо принимать сечения в свету  крепления до оседания пород. В данном случае при ƒ = 4-6

Подставив значения величин  в формулу получим:

k_штр= [(36+ 16 ·11 – 2,5 · 0,44·11) ·1,43 + 28,8] 1,17=368,14 грн/м

k_штр =368,14  грн/м.

Так как во всех трех вариантах  участковые выработки проводятся в  одних и тех же условиях, одного и того же сечения и с использованием одинаковой техники, то затраты на проведение зависят от количества необходимых  выработок.

Количество штреков для  первого варианта:

n_ш= _{+ 1 =  шт.}

n_ш= + 1 = 45 шт.

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист

12

Для второго и третьего варианта:

n_ш= 2 × _{= 2 × =}70 шт

где  S_ш.п =10000 – размер шахтного поля по простиранию;

l_л =230 м – длина лавы;

 – ширина межярусного целика.

Стоимость проведения штреков в  первом варианте:

С_пр = L_штр × К_штр × n_штр =1150×368,14×45= 20 051 245 грн.

Для второго и третьего варианта:

С_пр =1150×368,14×82=34 741 063 грн.

Стоимость поддирки почвы:

1. Сплошная система разработки

Количество поддирок:

n_под = U_п/U_под= 707,7/250=2,83

принимаем n_под=3

U_под=250 мм – глубина поддирки

C_под = n_ш*n_под*U_под*B*L*c_под

B =3,5 м ширина выработки, м;

L =1150 длина выработки, м

с_под = 20 грн/м³

Стоимость поддирки почвы:

C_под = n_ш*n_под*U_под*B*L*c_под=45*3*0,25*3,5*1150*20=3 716 875 грн

2)Столбовая система разработки

Количество поддирок:

n_под = U_п/U_под=253,4/250=1,01

 принимаем n_под=1

C_под = n_ш*n_под*U_под*B*L*c_под=82*1*0,25*3,5*1150*20=1 650 250 грн

3)Комбинированная система разработки

а) откаточные штреки

n_под = U_п/U_под= 253,4/250=1,01

принимаем n_под=1

б) вентиляционные штреки

n_под = U_п/U_под= 707,7/250=2,83

принимаем n_под=3

C_под = 41*3*0,25*3,5*1150*20+41*1*0,25*3,5*1150*20=4 950 750 грн

Для расчета стоимости перекрепления при сплошной системе разработки необходимо рассчитать количество перекреплений:

Размер опускания кровли при котором необходимо перекрепление выработок ∆=300 мм. Сплошная система разработки

п_пер==327,27  /300=1

Принимаем п_пер=1, тогда

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист

2

13

С_пер=0,55*С_пр*п=0,55*19051245*1=25 478 184,75 грн

2)Столбовая система разработки

п_пер==354,5/300=1,18

Принимаем п_пер=1, тогда

С_пер=0,55*С_пр*п=0,55*34741063*1=15 107 584,65 грн

3)Комбинированная система разработки

а) откаточные штреки

п_пер==354,5/300=1,18

принимаем n_под=1, тогда

С_пер=0,55*С_пр*п=0,55*(34741063/2)*1=9 553 792,325

б) вентиляционные штреки

п_пер==327,27  /300=1

Принимаем п_пер=1, тогда

С_пер=0,55*С_пр*п=0,55*(19051245/2)*1=5 239 092,375 грн

Итого,

С_пер=9 553 792,325+5 239 092,375=14 792 884,7 грн

2.4 Определение затрат  на строительство искусственных  сооружений для охраны подготовительных выработок

Охрана участковых выработок  в первом и третьем вариантах  осуществляется бутовыми полосами, выкладываемыми из пустой породы получаемой при проведении участковых выработок. Площадь сечения такой бутовой полосы будет равна площади сечения породного забоя:

F_б.п.= F -F_yг = 11– 4,4 = 6,6 (м²);

F_yг=4,4 м - площадь сечения угольного забоя; Стоимость возведения бутовой полосы:

С_б.п. = п_ш · F _б.п ·L·С_б.п

С_б.п=10 грн/м³ - стоимость возведения 1 м³ бутовой полосы;

а) сплошная система разработки

С_бп = 45 · 6,6 · 1150 · 10 = 3 415 500(грн);

б)столбовая система разработки:

С_бп= 0;

в) комбинированная система разработки:

С_б„ = (82/2) · 1150 · 10·6,6 = 3 111 900(грн);

Ущерб от потерь угля в межъярусных целиках определяем для второго и третьего вариантов:

С_ц =п_ц·т·L·γ·h·с_ц = 41·1,1·15·1150 • 1,3 • 3 = 3 034 102,5 (грн);

п_ц - количество целиков;

 с_ц=3 грн/т -величина ущерба от потери 1т угля в целике.

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист

2

14

2.5 Выбор рациональной  системы разработки по минимальным

 денежным затратам

Затраты по рассмотренным  вариантам для выбора наиболее рационального  из них сведены в таблицу 2.2.

Таблица 2.2

Затраты по принятым системам разработки.

Из сводной таблицы  затрат видно, что экономически наиболее выгодным оказались 1-й и 2- ой варианты.

Сравнительная оценка сплошной и столбовой систем разработки

Систему разработки длинными столбами рекомендуется применять  на пластах тонких и средней мощности при любых углах залегания  и углях любой крепости. Поскольку  подготовительные выработки проводят по полезному ископаемому, столбовая система разработки может применяться при вмещающих породах любой устойчивости. Исключение составляют пласты, опасные по горным ударам, а также тонкие пласты, залегающие среди устойчивых пород на больших глубинах.

Столбовая система разработки более благоприятна, чем сплошная, для эффективного применения современных  выемочных комплексов и агрегатов  с гидрофицированной крепью, поскольку разделение подготовительных и очистных работ в пространстве обеспечивает высокие скорости подвигания как очистных, так и подготовительных забоев, позволяет проводить детальную разведку пласта в пределах выемочного поля и организовать выемку угля в лаве без ниш, увеличивает надежность работы подземного транспорта, обеспечивает постоянную длину лавы в пределах выемочного столба, особенно при отработке пласта по падению (восстанию).

Условия поддержания выработок  при столбовой системе более  благоприятны, чем при сплошной, что положительно отражается на работе подземного транспорта.

Схема проветривания при  столбовой системе, особенно при  делении этажа на подэтажи, сложнее, чем при сплошной. Поэтому успешное применение столбовой системы при разработке пластов высокой газоносности зависит от эффективности дренажа метана из разрабатываемого пласта, сближенных пластов и вмещающих пород, применения наиболее совершенных схем проветривания выемочных участков — обособленного проветривания источников выделения метана.

Все это позволяет повысить степень концентрации горных работ  за счет роста нагрузки на очистной забой, перейти от сложных (по планировке горных выработок) вариантов столбовых  систем разработки к более простым и, как следствие, улучшить основные технико-экономические показатели. Благодаря этому в настоящее время система разработки длинными столбами стала основной.

Однако столбовая система  имеет и свои недостатки: повышенные потери (на 5—7%) полезного ископаемого  по сравнению со сплошной, больший  объем проведения подготовительных выработок.

Устранение указанных  недостатков возможно путем широкого применения бесцеликовой технологии разработки, особенно с повторным использованием транспортных выработок в качестве вентиляционных, что позволяет, как показала практика, снизить потери угля до размеров, которые имеют место при сплошных системах разработки.                                                      В связи с переходом горных работ на большие глубины увеличивается газоносность пластов, что осложняет применение высокопроизводительных комплексов.

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист

2

15

При их выемке система разработки должна обеспечить:

исключение возможности  образования повышенных концентраций метана на сопряжениях лав с вентиляционными  штреками ц местных скоплений  газа в выработках; поступление струй  свежего воздуха к каждому  выходу из очистного забоя; проветривание  транспортных выемочных выработок  обособленными струями; возможность  предварительной дегазации разрабатываемого и подрабатываемых пластов через  скважины, пробуренные из подземных  выработок или с поверхности; высокие нагрузки на лаву.

Выполнение перечисленных  требований возможно только при применении столбовых систем разработки.

Окончательно принимаем  столбовую сиетему разработки.

2.6 Планирование горных  работ на горизонте 225 м

Нарезные работы в восточном крыле на пласте С₅ будут вестись встречными одиночными забоями с магистральных штреков:с восточного магистрального откточного штрека и с восточного магистрального конвейерного штрека. Такой способ подготовки выемочных столбов дает повышение темпа в развитии горных работ на пласте С₅.

При использовании данной системы разработки и пологом  залегании угольных пластов наиболее эффективным является конвейерный  транспорт. Полная конвейеризация позволяет  обеспечить достаточный запас по пропускной способности. Это актуально  при комплексной механизации  очистных забоев.

Транспортирование горной массы  по лаве осуществляется скребковым конвейером. Принимаем скребковый конвейер СП-251, входящий в состав механизированного комплекса МДМ. Из лавы уголь перегружается на скребковый конвейер ПТК-1, с него на ленточные конвейера типа 2ЛТ80, находящиеся на 543 сборном штреке. ПТК-1 представляет собой передвижной скребковый конвейер типа СП-202, приводная головка которого смонтирована в едином узле с концевой головкой ленточного конвейера и пунктом перегрузки, длину конвейера рационально принимать не более 50 м. Передвижка ПТК-1 осуществляется с помощью лебедки. Со сборного штрека горная масса перегружается на магистральный конвейерный штрек, по которому он транспортируется к главному стволу шахты и в дальнейшем на поверхность.

2.7 Расчет движения запасов на пластах шахты

 Промышленные запасы товарного угля по состоянию на 1.01.2009 составляют 27,289 млн. т. Производственная мощность шахты была скорректирована и составляет в настоящее время 1.5 млн. т в год.

На шахте им. Сташкова принята полная конвейеризация.

Пропускная способность  конвейера определяется по формуле:

Пропускная способность  скребкового конвейера СП-251

Q_m^K=A_n.k×T×k_к×k_u,т/сут

Q_m^K=480×18×0.95×0.85=6976.8 т/сут

Пропускная способность  участкового конвейера 1Л1000Д

Q_m^K=A_n.k×T×k_к×k_u,т/сут

Q_m^K=540×18×0.95×0.85=7848.9 т/сут

Пропускная способность  магистрального конвейера 3Л1200Д

Q_m^K=A_n.k×T×k_к×k_u,т/сут

Q_m^K=1575×18×0.95×0.85=22892,62 т/сут

Результаты расчета для  конвейеров входящих в транспортную цепочку шахты сведены в таблицу  2.3.

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист

2

16

Таблица 1.5

Результат расчетов пропускной способности 

конвейерного транспорта.

Исходя из произведенных  расчетов  видно, что минимальная  суточная пропускная способность транспортной цепочки составляет 6976.8 т/сут.

2.8 Определение параметров  календарного плана развития  горных работ

 на  пласте С₅

Определение линии очистных забоев и количества лав необходимых для обеспечения производственной мощности шахты.

Линия очистных забоев рассчитывается по формуле:

- коэффициент,  учитывающий добычу из очистных  забоев;

- коэффициент  добычи угля из действующих  очистных забоев в общешахтной добыче; ш_с.о.р. - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов, м; - средняя плотность углей разрабатываемых пластов, т/м³; V_г -годовое подвигание очистного забоя, м;

V_г =r·n_ц·N_г=0,7·5·300=1050 м

n_ц - количество циклов в сутки в очистном забое; N_r - количество рабочих дней в году.

Определим количество лав:

п_о.з==

Принимаем число лав равное 3: одну лаву на пласте С₅ и по одной лаве на пластах С₆^н ,С₄^в.

Определение времени и  количества проходческих бригад, необходимых  для подготовки выемочного столба

Время на оконтуривание выемочного столба определим по формуле:

t=t_п.с.-t_р-t_м

t_p - резерв времени для подготовки столба, принимаем t_p=l,5 мес.;

t_M - время на монтаж комплекса машин КД-80, принимаем t_м=l мес.

t_п.с.- время, необходимое для отработки предыдущего столба

t_п.с=12·L/V_г=12·1150/725,5=19 мес

L - длина выемочного столба, м.

t=19-1.5-1= 16.5 мес

Следовательно, за 16,5 мес. нужно успеть провести сборный и бортовой штреки. Если принять, что оба штрека будет проводить одна проходческая бригада и учесть время затрачиваемое на подготовительные периоды, то скорость проведения подготовительных выработок должна составлять 180-200 м/мес

ПГП.КП13.01.02.ПЗ

Лист