Проектирование горных предприятий

МОСКОВСКИЙ  ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра Подземной Разработки Пластовых  Месторождений

 

 

 

 

Курсовой  проект

по  дисциплине: «Проектирование горных предприятий»

 

 

 

 

Выполнил:

Ст. гр. ТПУ-3-09

Бирлюбский Г.В.

Проверил:

проф. д.т.н. Агафонов В.В.

 

 

 

 

 

 

 

Москва 2013

 

Содержание

1. Введение…………………………………………………………………….5
2. Способ отработки запасов месторождения……………………………..6
3. Парадигма отработки запасов месторождения…………………………7
4. Технологические структуры отработки запасов………………………..11
5. Схема отработки запасов шахтного поля……………………………….11
6. Вскрытие шахтных и выемочных полей………………………………..12
1.          Схема вскрытия шахтного поля…………………………………..11
2.  Способ вскрытия шахтного поля…………………………………12
3.  Способ проведения вспомогательных вскрывающих выработок12
7. Схема транспорта………………………………………………………..13
8. Схема вентиляции………………………………………………………..13
9. Подготовка шахтного поля………………………………………………13
1.          Схема подготовки………………………………………………….13
2.  Расположение главных подготовительных выработок относительно пласта……………………………………………………14
3.  Вид дополнительной подготовительной выработки…………...14
10. Группирование пластов…………………………………………………15
1. Вид групповой выработки……………………………………….15
2. Местоположение групповой выработки………………………..15
3. Вид группирующей выработки………………………………….15
4. Порядок отработки сгруппированных пластов в пространстве.15
11. Подготовка выемочных полей…………………………………………..15
1. Направление отработки выемочных полей по отношению к линии простирания пласта……………………………………………………..16
2. Способ отработки выемочных полей……………………………16
3. Рациональная компоновка очистных забоев……………………..16
4. Расположение участковых подготовительных выработок относительно пласта…………………………………………………….16
5. Вид дополнительной участковой подготовительной выработки.16
6. Способ проведения подготовительных выработок…………….17
7. Схема проветривания выемочного участка…………………….17
8. Способ управления горным давлением………………………….17
9. Технологии подготовки и отработки выемочных участков……18
12. Горношахтное оборудование…………………………………………..19
13. Технологический комплекс поверхности………………………………19
14. Список литературы………………………………………………………22

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1. Введение.

 

Проектирование горных предприятий— разработка комплексной технической документации (проекта), содержащей технико-экономические обоснования, расчёты, чертежи, макеты, сметы, пояснительные записки и другие материалы, необходимые для строительства (реконструкции) горного предприятия.

Начальный этап проектирования горных предприятий — комплексные геологоразведочные, гидрогеологические и технологические  исследования, результаты которых используются в качестве исходных данных для создания проекта. В процессе этих исследований определяются общие (балансовые) запасы полезных ископаемых, подлежащие отработке на данном месторождении (или проектируемые горным предприятием), выявляются основные геологические и технологические особенности месторождения (глубина залегания, мощность пластов или рудных тел, характеристики вмещающих пород, наличие геологических нарушений, обводнённость, газообильность, склонность пород к внезапным выбросам и др.). Наряду с этим оценивается наличие в горном массиве других полезных ископаемых, возможность и целесообразность их попутной (или совместной) добычи с основными полезными ископаемыми.

Учитывая, что горные предприятия  — сложные объекты и требуют  разработки индивидуальных решений, проектирование горных предприятий осуществляется, как правило, в две стадии: вначале  разрабатывается проект со сводным  расчётом стоимости, а затем рабочая  документация со сметами. Отдельные  объекты в составе горных предприятий, как правило, проектируют в одну стадию — разрабатывается рабочий  проект со сводным сметным расчётом стоимости. 

 

 

 

 

 

 

 

2. Способ отработки запасов месторождения.

 

В пределах данного шахтного поля, имеющего размеры по простиранию S = 12000м. и падению H = 3500м. под углом α = 30⁰ залегают угольные пласты мощностью m₁ = 2.5м; m₂ = 3.5м; m₃ = 5.5м.

Относительная газообильность данных угольных пластов достигает

q = 25м³/т, в то время как водоприток в пределах выемочного участка составляет W = 230 м³/ч.

Исходя  из данных горно-геологических условий, я принимаю подземный способ отработки запасов данного месторождения в связи с глубокой нижней границей, которая находится на глубине 1820м.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3. Парадигма отработки запасов месторождения.

 

Для определения парадигмы отработки  запасов месторождение рассчитаем количество балансовых и промышленных запасов.

Балансовые запасы шахтного поля:

Z_б = S*H*Ʃm_i*γ_i, т,

где: S - размер шахтного поля по простиранию;

         Н – размер шахтного поля  по падению;

n – число рабочих пластов;

m_i – мощность i-го рабочего пласта;

γ_i – объёмная масса угля i-го пласта.

Z_б1 = 12000*3500*2.5*1.35 = 141750000т.

Z_б2 = 12000*3500*3.5*1.35 = 198450000т.

Z_б3 = 12000*3500*5.5*1.35 = 311850000т.

Промышленные  запасы шахтного поля:

Z_пр = Z_б – Z_п, т,

где: Z_п – суммарные потери угля, т.

Z_п = Z₁+Z₂+Z₃+Z₄, т,

Где Z₁- потери в барьерных целиках

Z₂ - потери в охранных целиках

Z₃ - потери в целиках в близи геологических нарушениях

Z₄ - потери эксплуатационные

Z₁ = 2* l*[S + (H – 2 * l)]* m*γ, т,

Z_1.1 = 2*50*(12000 + (3500-2*50))*2.5*1.35 = 5197500т.

Z_1.2 = 2*50*(12000 + (3500-2*50))*3.5*1.35 = 7276500т.

Z_1.3 = 2*50*(12000 + (3500-2*50))*5.5*1.35 = 11434500т.

Z₂ = (0.01÷0.02)*Z_б, т,

Z_2.1 = 1417500т.

Z_2.2 = 1984500т.

Z_2.3 = 3118500т.

Z₃ = (0.01÷0.015)*Z_б, т,

Z_3.1 = 1417500т.

Z_3.2 = 1984500т.

Z_3.2 = 3118500т.

Z₄= (Z_б-(Z₁+ Z₂+ Z₃))*C_э, т,

Cэ - коэффициент эксплуатационных потерь = 0.12,

Z_4.1 = 16046100т.

Z_4.2 = 22464540т.

Z_4.3 = 35301420т.

Z_пр = Z_б – Z_п, т,

Z_пр1 = 117671400т.

Z_пр2 = 164739960т.

Z_пр3 = 258877080т.

Полученные  данные занесены в таблицу 1.

Пласт	S, м	H, м	m, м	γ,т/м3	Zб, т.	Zпр, т.	Zп, т.
1	12000	3500	2.5	1.35	141750000	117671400	24078600
2			3.5	1.35	198450000	164739960	33710040
3			5.5	1.35	311850000	258877080	52972920
Итого					652050000	541288440	110761560

Таб. 1

Коэффициент извлечения:

C_извл = (ƩZ_пр/ƩZ_б)* 100%

С_извл = 83%

На  основании промышленных запасов  и нормативных сроков службы шахты  рассчитываю производственную мощность шахты А_шг и срок ее службы.

Аналитический метод расчёта мощности шахты  – это расчёт мощности шахты, исходя из природных факторов шахтного поля: объёма запасов, их нарушенности и газоносности, числа и мощности угольных пластов, свойств вмещающих пород и глубины разработки, а также, исходя из технических и организационных возможностей очистных забоев, надёжности их работы – приводит к более объективным и надёжным в долговременном плане результатам.

где К_н – коэффициент надёжности технологической схемы шахты, К_н=0,8;

К_пл – коэффициент, учитывающий общее количество пластов в шахтном поле n_пл  и количество пластов, принятых к одновременной отработке n′_пл, определяется по формуле:

К_пл = 1.8

К_н.оз – коэффициент, учитывающий уровень нагрузки на очистной забой, определяется по формуле:

 где Ψ  – коэффициент, учитывающий условия  бассейна:

где К_к – коэффициент устойчивости кровли:

К_к = 0.08;

К_п – коэффициент крепости почвы:

К_п = 0.015;

К_нар – коэффициент, учитывающий геологическую нарушенность шахтного поля, представляет собой отношение объёма запасов в нарушенной части Z_н к промышленным запасам Z_пр:

К_нар = 6520500/541288440= 0.012

К_газ – коэффициент, учитывающий влияние газового фактора, К_газ = 1

А_о.з.м. – месячная нагрузка на очистной забой, т.

А_о.з.м. = l*m_ср*V_сут*γ*c*N (т),

где l – длина лавы, м.

m_ср – средняя мощность пластов, м.

V_сут – суточное подвигание очистного забоя, м/сут.

γ – средняя плотность угля, т/м³;

c – коэффициент извлечения угля в очистном забое, c = 0.95

N – число рабочих дней в месяце, N = 25;

А_о.з.м = 200*3*4*1.35*0.95*25 = 146496т.

К_гл – коэффициент, учитывающий глубину залегания пластов:

где Н_в.гр – вертикальная глубина верхней границы шахтного поля, м;

Н_н.гр - вертикальная глубина нижней границы шахтного поля, м;

К_гл = 1+ 70/1820= 1.04

Ψ = (0.08*0.015)/(1+0,012+1)=0.0006

К_н.оз = (0.0006*146496*1.3)^1/2=8.72

А_шг = 0.8*(1.8+ 8.72)*(541288440*0.26*1.04)^1/2=1.748 млн. т/год

Полученное значение производственной мощности шахты привожу в соответствие с параметрическим рядом мощностей шахт.

Принимаю  значение 1.8 млн. т/год.

Полный  срок службы шахты:

где t_o – срок освоения производственной мощности шахты, лет;

t_з – срок затухания добычи к концу отработки запасов, лет;

Т= 54128.8440/2100 +3+3= 36 лет.

Вывод: При производственной мощности шахты 2.1 млн. т/ год срок службы шахты составляет 36 лет с учетом времени освоения производственной мощности и времени затухания добычи к концу отработки угля.

Благодаря расчетам и приведенной ниже таблицы выберем парадигму отработки запасов месторождения.

	ШСТУ	ШНТУ	СДС	ВЭС	МФС
Коэф. Машинного времени	0,2-0,3	0,3-0,6	0,5-0,8	0,6-0,7	0,8-0,9
Максимальная  скорость подачи комбайна	2-6	8-15	30	12-20	10-30
Себестоимость добычи 1т	1000	500	400	300	200
Рентабельность	20%	105%	20%	150%	200%

 

Я выбрал для  своих данных шахту нового технического уровня, которая характеризуются развивающейся и эффективной технологией.

 

4. Технологические структуры отработки запасов.

 

Я использую классическую структуру отработки запасов  данного шахтного поля, которая позволяет вести работы с группированием пластов, иметь более одной лавы и тем самым высокую добычу полезного ископаемого.

 

5. Схема отработки запасов шахтного поля.

 

В связи с тем, что по данным горно-геологических условий шахтного поля, имеющего размеры по простиранию S = 12000 и падению H = 3500 под углом α = 30⁰, залегают угольные пласты мощностью m₁ = 2.5м; m₂ = 3.5м; m₃ = 5.5м, относительная газообильность данных угольных пластов достигает   q = 25м³/т, в то время как водоприток в пределах выемочного участка составляет W = 230 м³/ч., то принимаю индивидуальную схему отработки запасов. Так как  блочная система применяется при больших размерах шахтного поля, высокой газообильности угольных пластов и высокой пожароопасности.