Студопедия

Главная страница Случайная страница

Разделы сайта

АвтомобилиАстрономияБиологияГеографияДом и садДругие языкиДругоеИнформатикаИсторияКультураЛитератураЛогикаМатематикаМедицинаМеталлургияМеханикаОбразованиеОхрана трудаПедагогикаПолитикаПравоПсихологияРелигияРиторикаСоциологияСпортСтроительствоТехнологияТуризмФизикаФилософияФинансыХимияЧерчениеЭкологияЭкономикаЭлектроника






Вскрытие шахтного поля






При назначении возможных схем вскрытия для определенных горно-геологических условий учитываются:

· угол падения свиты пластов;

· выбранный способ подготовки шахтного поля;

· размеры шахтного поля;

· мощность наносов или глубина залегания угольных пластов.

Современные нормы проектирования рекомендуют ориентироваться на следующие способы вскрытия:

· одногоризонтные способы вскрытия с делением шахтного поля на бремсберговую и уклонную части;

· многогоризонтные способы с углубкой вспомогательного ствола с целью обеспечения подачи свежего воздуха в нижнюю часть отрабатываемого горизонта. При этом главный вертикальный ствол может также углубляться для выдачи полезного ископаемого по стволу непосредственного с нижнего уровня горизонта. Если же главный ствол не углубляется, то уголь с нижнего уровня горизонта транспортируется по уклону вверх, а затем выдается по вертикальному стволу;

· в качестве главного ствола может использоваться как вертикальный скиповой ствол, так и наклонный, оборудованный мощной конвейерной установкой.

Из всех возможных вариантов способов вскрытия шахтного поля в заданных горно-геологических условиях выбираются 2 конкурентно способных варианта. Выбранные способы вскрытия подробно описываются с детальным анализом отличительных особенностей каждого варианта.

Для каждого из выбранных вариантов рассчитываются все необходимые параметры.

Глубина ствола определяется по одной из формул:

h = hн + Lбр· sinα + hз, (11)

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

h = (HLбр)· sinα, (12)

где H – размер шахтного поля по падению.

Объем околоствольного двора

Vод = 1.4 ∙ Аст+ 85 ∙ q+ 10 ∙ Vв+ 1700, (13)

Аст – суточная мощность шахты, т;

q – относительная газообильность, м3/т;

Vв – водоприток воды в шахту, м3/час.

Площади поперечных сечений (S) скиповых стволов определяются с учетом размеров оборудования, работающего в стволе, и в учебных расчетах диаметры стволов в свету принимаются равными 5 м, если годовая мощность шахты не более 2, 4 млн.т, и 5, 5 м, если годовая мощность шахты более 2, 4 млн.т.

Площади поперечных сечений клетевых стволов определяются с учетом количества воздуха, поступающего по стволу (Q)

, (14)

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, м3/с;

, (15)

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 %.

В вариантах, предусматривающих последующую углубку стволов, сечение стволов необходимо принимать с учетом размещения в пределах поперечного сечения углубочного отделения, т.е. диаметр ствола в свету для сечений, определенных по размеру оборудования или по количеству пропускаемого воздуха, увеличивается на 0.5 м.

Все рассчитанные площади поперечного сечения округляются в большую сторону до ближайшего типового сечения.

Сроки отработки отдельных частей шахтного поля (этажей, панелей, горизонтов) определяются делением запасов этих частей на годовую добычу шахты.

Коэффициент водообильности ω определяется по формуле

, (16)

где VB – среднечасовой приток воды в шахту, м3/час.

Рациональным местом заложения главного вертикального ствола является точка пересечения откаточного горизонта с пластом, имеющим наибольшую мощность из всех пластов свиты.

Длина капитальных и погоризонтных квершлагов определяется с учетом места заложения стволов и расстояний между пластами.

Выбор рационального способа вскрытия методом сравнения вариантов. Сущность метода:

1) выбор рационального способа вскрытия осуществляется путем экономического сравнения рассматриваемых вариантов;

2) при сравнении вариантов учитываются следующие статьи затрат:

а) капиталовложения первоначальные (до сдачи шахты в эксплуатацию) и будущих лет (после сдачи шахты в эксплуатацию);

б) эксплуатационные расходы на:

· проведение подготовительных выработок;

· поддержание подготовительных выработок;

· ремонт капитальных горных выработок;

· транспорт и подъем угля;

· реновацию капиталовложений;

· водоотлив (при ω > 1).

3) при сравнении вариантов учитываются только те затраты, на которые отличаются рассматриваемые схемы. Одинаковы расходы (проведение одних и тех же выработок равной длины и поперечного сечения, их поддержание, транспорт одинаковых объемов полезного ископаемого на равную длину одинаковыми средствами и др.) не учитываются.

Для удобства по принятым к сравнению вариантам схем вскрытия составляется таблица выработок, которые будут учитываться в дальнейших расчетах (табл. 9).

Таблица 9 Параметры горных выработок по вариантам

Наименование выработок Количество Длина, м Сечение, м2
Первый вариант
       
       
Второй вариант
       
       

Расчеты первоначальных капитальных затрат сводятся в таблицу 10 по вариантам.

Таблица 10 Первоначальные капитальные затраты

Наименование выработки Кол-во выработок Сечение, м2 (объем) м3   Длина м Стоимость проведения 1 м (м3), тнг. Полная стоимость проведения, тыс.тнг
Первый вариант
           
           
Итого по первому варианту  
Второй вариант
           
           
Итого по второму варианту  

Капитальные затраты будущих лет (СПР) рассчитываются по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле

; (17)

КПР = (1 + Е)t, (18)

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.

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 11 по вариантам.

Таблица 11 Капитальные затраты будущих лет

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
               
Итого по первому варианту  
Второй вариант
               
Итого по второму варианту  

Эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются в том случае, если в сравниваемых вариантах предусматривается применение разных способов подготовки шахтного поля. Если же в сравниваемых вариантах предусматривается применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно и данная статья затрат может не учитываться. Если эксплуатационные затраты на проведение подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице, аналогичной таблице 10.

Тот же порядок расчетов применим и к эксплуатационным затратам на поддержание подготовительных горных выработок. Если эксплуатационные затраты на поддержание подготовительных горных выработок рассчитываются, то эти расчеты приводятся в таблице 12.

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 сводятся в таблицу 13.

Таблица 12

Наименование выработки Кол-во выработок Сечение выработки, м2 Длина выработки, м Срок поддержания t, лет Стоимость поддержания 1 м выработки в год, тнг Суммарные расходы на поддержание, тыс.тнг.
Первый вариант
             
Итого по первому варианту  
Второй вариант
             
Итого по второму варианту  

 

Таблица 13

Наименование выработки Первоначальная стоимость выработки, тыс.тнг Срок службы выработки, лет Отчисления на ремонт, тнг/год Общие затраты на ремонт, тыс.тнг
Первый вариант
         
Итого по первому варианту  
Второй вариант
         
Итого по второму варианту  

 

Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 14.

 

Таблица 14

Наименование выработки Кол-во транспортируемого угля, млн.т Стоимость транспортирования 1 т тнг. Суммарные расходы на транспортирование, тыс.тнг.
Первый вариант
       
Итого по первому варианту  
Второй вариант
       
Итого по второму варианту  

 

Затраты на водоотлив рассчитываются в том случае, если коэффициент водообильности ω больше 1. Результаты расчетов затрат на водоотлив по вариантам сводятся в таблицу 15.

 

 

Таблица 15

Наименование выработки Кол-во откачиваемой воды, млн.м3 Стоимость водоотлива 1 м3, тнг. Суммарные расходы на водоотлив, тыс.тнг.
Первый вариант
       
Итого по первому варианту  
Второй вариант
       
Итого по второму варианту  

Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 16.

Таблица 16

Статьи расходов Величина расходов, тыс.тнг.
1 вариант 2 вариант
     
Капитальные вложения на проведение выработок а) в период строительства шахты б) будущих лет    
Итого капитальных вложений, тыс.тнг %%    
Эксплуатационные расходы на: а) проведение выработок б) поддержание выработок в) ремонт капитальных выработок г) транспорт и подъем д) водоотлив    
Итого эксплуатационных расходов, тыс.тнг %%    

Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К1и К2) и эксплуатационных (Э1 и Э2) затрат, рассчитанных в таблице 16.

Если К1 > К2 и Э1 > Э2 или К1 < К2 и Э1 < Э2 на 5-10 %, то варианты экономически равноценные, так как разность не превышает величины точности расчета. В этом случае рациональный вариант выбирается с учетом технического преимущества одного из вариантов, величины первоначальных затрат и др.

Если К1 > К2 и Э1 > Э2 или К1 < К2 и Э1 < Э2 более чем на 5-10 %, то экономически выгоднее соответственно II и I варианты.

Если К1 > К2, а Э1 < Э2, то выбор рационального варианта производится с учетом срока окупаемости капитальных вложений to, который определяется по формуле:

. (19)

При К1 < К2, а Э1 > Э2

, (20)

где А – годовая мощность шахты, млн. т;

QПР – промышленные запасы шахтного поля, млн.т.

Если to > 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует меньшее значение капитальных затрат, а если to < 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат.

 


ЛИТЕРАТУРА

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.







© 2023 :: MyLektsii.ru :: Мои Лекции
Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав.
Копирование текстов разрешено только с указанием индексируемой ссылки на источник.