Строительство шахты «Байкаимская»

Угольные пласты до горизонта +100 м (абс.) находятся в зоне газового выветривания и метаноносность их не превышает 4,0 м /т.

Градиент нарастания газоносности на 100м глубины уменьшается с  ее возрастанием и изменяется в следующих  пределах: на глубине 200-300 м - 3,5-4,0 м³/т, на глубине 300-400 м - 2,9-3,5 м³/т и на глубине 400-500 м - 2,3-2,9м³/т [1].

По действующим в угольной промышленности правилам безопасности угли с выходом летучих веществ  более 15% относятся к опасным по взрываемости угольной пыли. На участке "Полысаевский" угли всех пластов  характеризуются значениями выхода летучих веществ выше 30% , поэтому  их необходимо относить к опасным  по взрываемости пыли.

Согласно санитарно-техническим  нормам и правилам безопасности принято, что горные породы, содержащие свободную  двуокись кремния более 10% являются силикозоопасными. Согласно геологическим  материалам, все углевмещающие породы участка и породы внутрипластовых  прослоев являются силикозоопасными.Согласно списку склонных к самовозгоранию шахтопластов угля ООО "Шахта Байкаимская" пласт  Полысаевский II склонен к самовозгоранию. Инкубационный период самовозгорания угля составляет 63 суток. Склонность угля и инкубационный период определены НЦ ВостНИИ 21.06.2007 г [1].

2.5 Границы, размеры и запасы шахтного поля

Границы шахтного поля

• на юго-востоке - вертикальная плоскость по II разведочной линии
• на северо-востоке - граница горного отвода Моховского угольного разреза по пласту ПолысаевскомуII.Нижняя граница участка - почва пласта Полысаевского II. Максимальное погружение гор.-140м (абс.), верхняя граница - почва пласта Тонкий (нижняя граница проектного участка "Ленинский" и горного отвода АООТ "Ленинское шахтоуправление".Площадь проекции участка в указанных границах на дневной поверхности составляет 8,69км² при длине 3,0км и ширине 2,8км.

В границы участка "Полысаевский" входят угленосные отложения мощностью 110м, заключающие угольные пласты Инские I-II-III и Полысаевский II, при средней суммарной мощности угольных пластов - 8,16м, угленосность отложений составляет 7,4%.

Пласты Инские I-II-III залегают в 40м ниже пласта Тонкого (верхняя граница участка) и представляют собой группу из трех сближенных маломощных пластов, из которых только мощность пласта Инского III на всей площади участка превышает 1,00м, при средней - 1,35м. Пласт является относительно выдержанным, имеет простое или двухпачечное строение, когда в нижней части пласта залегает прослой алевролита мощностью 0,05- 0,10м. Кровля пласта представлена алевролитом и углистым аргиллитом.

Пласты Инский II и I из-за малой и невыдержанной мощности не имеют промышленного значения, запасы по ним в пределах месторождения  ранее не подсчитывались. Пласт Инский I-II также имеет рабочую мощность лишь в отдельных изолированных блоках и при сложном строении и высокой пластовой зольности не может представлять практический интерес, в настоящем отчете подсчет запасов по нему, в соответствии с протоколом ГКЗ Роснедра №230-К, не производился.

Пласт Полысаевский II в пределах описываемого участка разделяется  породным прослоем на две самостоятельные  пачки: пласт Полысаевский II (верхняя пачка) и пласт Полысаевский IIнижняя пачка).

Пласт Полысаевский II (в.п.) по данным геологоразведочных работ относится  к мощным и выдержанным. Его средняя  мощность составляет 5,41м, при незначительных расхождениях крайних величин (4,75-6,54м). Непосредственная кровля - алевролиты мощностью 6-8м. Основная кровля сложена  песчаником, мощностью до 30,0м.

Пласт Полысаевский II (н.п.) отделен  от верхней части пласта породным прослоем мощностью от 0,50м до 1,84м  и лишь в единичных подсечениях  мощность прослоя не достигает 0,50м.

Пласт имеет сложное строение, преимущественно состоит из трех пачек, разделенных маломощными  прослоями (0,05-0,10м) алевролита и углистого  аргиллита и относится к невыдержанным. Средняя мощность пласта составляет 1,30м и при колебаниях от 1,00 до 2,05м, чистых угольных пачек - 1,23м при  колебаниях от 0,90 до 1,90м. Местами мощность нижней пачки пласта не достигает  минимального значения (1,00м), принятого  для подсчета запасов угля.

Определение геологических запасов угля в  шахтном поле[1] [1]

                                             Z_геол =

(S_i ∙ H_i ∙ m_i) ∙ γ_i ,                             (2.1)

где:

 S_i – размер i-го пласта в пределах шахтного поля по простиранию, м;

H_i – то же по падению, м;

m_i – мощность i-го пласта, м; γ_i – плотность угля i-го пласта, т/м³.

Z_геол = ∑_I=4((3000∙2800∙5,41) ∙ 1,36 + (3000∙2800∙1,35) ∙ 1,34 + (3000∙2800∙1,1) ∙ 1,34 + (3000∙2800∙1,24) ∙ 1,38 = 109152,96 ∙ 10³, т.

Определение забалансовых запасов угля в шахтном  поле:

К забалансовым относим пласты Инский 1,2 и Полысаевский 2 н.п.

Z_забал=(3000∙2800∙1,1) ∙ 1,34 + (3000∙2800∙1,24) ∙ 1,38=32496,24∙ 10³, т.

Определение  балансовых запасов угля в шахтном  поле

Z_бал = 109152,96 ∙ 10³ -32496,24∙ 10³=76656,72∙ 10³ т.

Промышленные запасы месторождений:

                                              Z_пр = Z_бал - Z_п,                                               (2.2)

где:

 Z_бал – балансовые запасы (76656,72∙ 10³), т;

 Z_п – проектные потери угля, т.

Проектные потери угля подразделяются на общешахтные, эксплуатационные, у  крупных геологических нарушений  и запасы нецелесообразных для отработки:

                                                Z_п = Z_по + Z_пэ + Z_пг + Z_пн,                                      (2.3)

где:

 Z_по – общешахтные потери, т;

Z_пэ – эксплуатационные потери, т;

 Z_пг – потери у крупных геологических нарушений, т;

Z_пг – потери в запасах нецелесообразные для отработки.

Общешахтные потери:

                                          Z_по = (0,01÷0,02) ∙ Z_бал,                                      (2.4)

Z_по = (0,01) ∙ 76656,72∙ 10³ = 766,5672 ∙ 10³ т.

Потери  у крупных геологических нарушений:

В шахтном  поле нет крупных нарушений, Z_пг= 0.

Потери в запасах, нецелесообразных для отработки:

                                            Z_пн = (0,05÷0,15) ∙ Z_бал,                                  (2.5)

Z_пн = (0,05) ∙ 76656,72∙ 10³ = 3832,38 ∙ 10³ т.

Эксплуатационные потери могут  быть подсчитаны по формуле:

 

                               Z_пэ = (Z_бал – Z_по – Z_пг – Z_пн) ∙ К_пэ,                                        (2.6)

 

где:

 К_пэ – коэффициент эксплуатационных потерь, столбовых систем разработки (0,15).

Z_пэ = (76656,72∙ 10³ – 766,5672 ∙ 10³ – 0 – 3832,38 ∙ 10³) ∙ 0,15 = 10808,7 тыс.т.

Z_п = 766,5672 ∙ 10³ + 10808,665∙10³+ 0 + 3832,38 ∙ 10³ = 15407,6 ∙ 10³тыс.т.

Z_пр=76656,72∙10³-15407,612∙10³=61258,1тыс.т 

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Основные положения проекта

Режим работы шахты

 

Число рабочих  дней для шахты в году - 363. Число  рабочих смен для подземных работ - четыре, из них три смены по добыче и одна ремонтно-подготовительная. Продолжительность рабочей смены  на подземных работах - 6 часов [33].

2. Производственная мощность и срок службы шахты

Расчет  мощности шахты обосновывается согласно природным факторам шахтного поля: объема запасов, их нарушенности и газоносности, числа и мощности угольных пластов, свойства вмещающих пород и глубины  разработки, а также исходя из технических  и организационных возможностей очистных забоев, надежности их работы.

Нагрузку на очистной забой определяем по формуле [18]:

А_СУТ=А_ц^.Т/Т_ц,                                                       (3.1)

где:

 А_СУТ- суточная нагрузка на очистной забой, т/сут;

 А_ц  - нагрузка на очистной забой за один цикл, т/ц;

Т – время на выемку угля, мин; Т_ц - время цикла, мин.

А_СУТ=1159^.1020/139,2=8493т/сут .

А_ц = l_л^.m^.r^.y^.c,                                                       (3.2)

А_ц =200 ^.5,41^.0,8 ^.1,38^.0.97=1159т/ц .

где:

l_л – длина лавы – 200 м;

 m – мощность разрабатываемого пласта – 4,1 м;

 y – объёмный вес угля, т/м³;

r – ширина захвата комбайна – 0,8м;

c-коэффициент извлечения угля – 0.97-0.98.

T=(t_см – t_П.З. ) ^.N_см,                                                    (3.3)

где:

 t_см – продолжительность добычной смены, мин (360);

 N_см – число добычных смен в сутки (3см);

t_П.З. –подготовительно-заключительные операции в смену (15-20мин);

T=(360 – 20) ^.3=1020мин.

Время цикла  определяется по формуле [18]:

                                    T_ц = L_м.п.( 1/V_п +1/V_Х +

t_в )K_o^.K_k,                            (3.4)

где:

 L_м.п. –принятая машинная длина лавы, м (200);

 V_п  -рабочая скорость подачи комбайна,м/мин (8,3);

V_Х –скорость холостого хода комбайна ,м/мин (14);

K_o-коэффициент отдыха (1.15-1.18);

K_k- коэффициент концевых операций (1.15-1.2);

t_в- суммарное время на вспомогательные операции (0.15-0.3мин/м).

,                    (3.5)

где:

- устойчивая мощность двигателей  комбайна, кВт;

- мощность двигателей комбайна;

- удельные энергозатраты на  выемку 1 т угля, ;

- сопротивляемость угля резанию;

,

,

,

 

T_ц = 200 ( 1/8,3 +1/14 + 0.3)1.18^.1.2=139,2 мин.

Число циклов n_ц определяется из выражения [18]:

                                                                (3.6)

где:

 n_ц – количество циклов в сутки, шт.

n_ц= 8493/1159=7,3=7.

Корректировка суточной нагрузки к принятому числу  циклов [18]:

                                                     А_сут¹= n_ц^.A_ц,                                                    (3.7)

где :

А_сут¹– скорректированная суточная нагрузка, т/сут.

А_сут¹=1159^.7=8113 т/сут.

Суточная  добыча из подготовительных выработок [18]:

                                                      (3.8)

где:

 А_сут¹ – суточная добыча из подготовительных забоев, т/сут;

 – высота штрека, 3,1м;

- ширина штрека, ширина  вент.штрека –5,2м, ширина конв. штрека –5,2м;

  - плотность угля, 1,38т/м³;

  – необходимо проводить штрек в сутки, 11,2 м.

 

                                         (3.8)

 

Месячная нагрузка на очистной забой [18]:

                                                        (3.9)

 

где:

- месячная нагрузка  на очистной забой, т/мес;

  – количество суток в одном месяце, сут.

Годовая нагрузка на один забой [18]:

 

                                           (3.10)

 

Принимаем годовую производительность шахты в размере 3,0 млн.т.

Полный  срок службы шахты [33]:

 

                                                    Т_п = Т_р + t_о + t_з,                                           (3.11)

 

где:

 Т_п – полный срок службы шахты, лет;

Т_р – период стабильной эксплуатации проектной мощности, лет;

 t_о – период освоения, принимается равным 3 года;

 t_з – период угасания горных работ, принимается равным 3 года.

                                               Т_р = Z_пр/А_ш.г,                             (3.12)

Т_р = 61258,1/3000=20,4года.

Т_п = 20,4 + 3 + 3=26,4года.

Действующая и общая  линия очистных забоев