Технология горных работ

Достоинства способа:

• широкое применение на шахтах;
• капитальные затраты относительно ниже, при способе вскрытия вертикальным стволом;
• высокая производительность подземного транспорта, возможность полной конвейеризации;
• не большой срок строительства шахты.

Недостатки:

• не применяется при  углах падения пласта более 18º;
• большая протяжённость и большие затраты на строительство и поддержание наклонных горных выработок;
• низкая пропускная способность вспомогательного ствола

 

Рис.3. Комбинированный способ вскрытия

1-главный наклонный ствол;

2 - вспомогательный ствол; 

3- углубленная часть вспомогательного ствола; вспомогательная часть главного ствола;        

4- квершлаг I горизонта; 

5- квершлаг II горизонта; 

6- фланговые вентиляционные шурфы; 

7- фланговые вентиляционные стволы  II горизонта;

8- вентиляционные квершлаги I горизонта.

Транспортирование полезного ископаемого на поверхность осуществляется следующим образом. Из очистных выработок уголь при помощи скребковых конвейеров доставляется в откаточный штрек, по которому транспортируется к стволу ленточными конвейерами или в вагонетках электровозами. По наклонному стволу уголь поднимается ленточными конвейерами, а со второго горизонта уголь идёт по уклону к наклонному стволу.

Для проветривания используется всасывающий способ проветривания, так как шахта сверхкатегорная по газу.  При всасывающем способе проветривания в выработках создается разрежение воздуха по сравнению с атмосферным. Поэтому в случае остановки вентилятора давление в выработках повысится и тем самым замедлится процесс их загазирования. При этом  используется одна центральная вентиляторная установка на фланговом вентиляционном стволе.

Для каждого из выбранных вариантов рассчитываем все необходимые параметры.

I вариант. Расчет параметров выработки.

Сечение главного ствола S – 28.3 м2

Сечение квершлагов IIгоризонта – 17,6 м2

Глубина ствола определяется по формуле:

h = hн + Lбр·sinα + hз, м,

где Оп - отметка поверхности;

Ог - отметка горизонта, до которого пройден ствол;

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.

h= 55 + 950·sin12˚ + 30=283 м.

Глубина углубки

h = Lук·sinα, м,

где Lук - наклонная высота уклонной части шахтного поля;

h = 950·sin12˚= 198 м.

Объем околоствольного двора

Vод = 1,4∙Аст+85∙q+10∙Vв+1700, м³,

где Аст - суточная мощность шахты,т;

q - относительная газообильность,м3/т;

Vв - водоприток воды в шахту, м3/час.

Vод = 1,4∙8000+85∙20+10∙145+1700= 16050 м³.

II вариант.

Сечение наклонного ствола S – 14,5 м2

Сечение уклона – 12,6 м2

Сечение квершлагов IIгоризонта – 17,6 м2

1).Длина наклонного ствола

2).Объем околоствольного двора

   Vод = 16050·0,80= 12840 м³.

3).Количество воздуха, поступающего через ствол в шахту;

                                                      

где

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 = 0,75.

q - относительная газообильность = 18 м3/т;

м3/с

1. Длина квершлага II горизонта

Количество квершлагов II горизонта

,

где

V = 8

Sв = Сечение квершлагов II горизонта – 17,6 м2

 

Коэффициент водообильностиω определяется по формуле:

,

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

Аст - суточная мощность шахты,т;

=0,43

Площадь поперечного сечения главного вертикального ствола рассчитывается по формуле:

 

Диаметр главного ствола принимаем  6 м.

 

Длина квершлага 1-го горизонта определяется по формуле:

 

где  H – длина шахтного поля;

 

Определяем длину квершлага 2-го горизонта.

 

м,

 

где  H-длина шахтного поля по падению;

α - угол падения свиты пластов;

– сумма мощностей всех вышележащих пластов;

- сумма расстояний между  вышележащими пластами.

=1520 м.

Выбора рационального способа вскрытия производится методом сравнения вариантов:

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).

2. при сравнении вариантов учитывается 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

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 9 - Горные выработки учитывающие при сравнении вариантов.

Наименование выработки	Кол-во выработок	S  , м 2 V  , м 3	L(h)  ,м
I вариант
Главный вертикальный ствол	1	28,3	283
Углубка гл. вертикального ствола	1	28,3	198
Квершлаг  II горизонта	4	17,6	1520
Околоствольный двор	1	V=16050
IIвариант
Главный наклонный ствол	1	14,5	817
Квершлаг  II горизонта	4	17,6	1520
Уклон транспортировки угля со 2-го горизонта на 1-ый горизонт	1	12,6	950
Околоствольный двор	1	V=12840

 

 

Стоимость проведения горных выработок по вариантам

I вариант:

Главный вертикальный ствол:

 

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с1и.с2 - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;

 

Околоствольный двор:

Стоимость сооружений 1м3 околоствольного двора равна 21989 тнг.

Квершлаг II горизонта

С= 1,34(40782+2581*17,6)= 115519 тнг/м

II вариант:

Главный наклонный ствол:

 

где  b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);

с1и.с2 - эмпирические коэффициенты ();

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;

 

Околоствольный двор:

Стоимость сооружений 1м3 околоствольного двора равна 21989 тнг.

Транспортный уклон со II на I горизонт

С=1,34(28200+3700*12,6)=100259 тг

  

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина м	Стоимость проведения   1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, млн.тнг
Первый вариант
Главный вертикальный ствол	1	S=28,3	283	666710	188,7
Околоствольный двор	1	V=16050		21989	352,9
Итого по первому варианту					541,6
Второй вариант
Главный наклонный ствол	1	S=14,5	817	306765	250,7
Околоствольный двор	1	V=12840		21989	282,3
Итого по второму варианту					533

Таблица 10 -  Расчеты первоначальных капитальных затрат.

Таблица 10 -  Расчеты первоначальных капитальных затрат.

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

 

 

 

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.

 

 

Ремонт капитальных выработок, зданий и сооружений

На ремонт капитальных горных  выработок ежегодно отчисляется 2.2% от первоначальной их стоимости.

 

 

 

 

 

 

 

 

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2	Длина м	Стоимость проведения   1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, млн.тнг	Коэффициент приведения затрат		Стоимость приведенная, млн.тнг
Первый вариант
Углубка	1	28,3	198	933436	184,8		4,66	39,6
Квершлаг	4	17,6	1520	115519	702,4		4,66	150,7
Итого по первому варианту								190,3
Второй вариант
Уклон	1	12,6	950	100259	95,2		4,66	20,4
Квершлаг	4	17,6	1520	115519	702,4		4,66	150,7
Итого по второму варианту								171,1