А.И. Набоков Подземная разработка пластовых месторождений
.pdf10
Таблица 1
Индивидуальные задания к работам № 1, 2
№ |
Мощность пластов, м |
|
|
Угол па- |
Расстояние между пластами, м |
Размеры шахтного |
||||||||
вар. |
|
|
|
|
|
|
дения, |
|
|
|
|
|
поля, м |
|
|
|
|
|
|
|
|
град |
|
|
|
|
|
|
|
|
m1 |
m2 |
m3 |
m4 |
m5 |
m6 |
l1 |
l2 |
l3 |
l4 |
l5 |
S |
Н |
|
1 |
1,5 |
2,0 |
1,8 |
3,0 |
0,3 |
2,5 |
10 |
30 |
50 |
20 |
15 |
10 |
8000 |
2500 |
2 |
1.3 |
2,4 |
3,2 |
1,8 |
2,2 |
0,2 |
12 |
10 |
15 |
20 |
10 |
16 |
6000 |
3000 |
3 |
2.0 |
2,3 |
2,4 |
1,6 |
0,5 |
3,5 |
18 |
12 |
20 |
8 |
12 |
10 |
6000 |
3500 |
4 |
3,2 |
1,4 |
0,6 |
1,5 |
2,8 |
3,0 |
15 |
14 |
10 |
5 |
18 |
2 |
6500 |
2400 |
5 |
1,8 |
1,6 |
2,8 |
2,5 |
1,2 |
0,5 |
5 |
24 |
30 |
60 |
13 |
10 |
5800 |
2800 |
6 |
2,6 |
3,2 |
1,2 |
2,4 |
3,5 |
0.3 |
8 |
15 |
20 |
10 |
24 |
35 |
7000 |
3300 |
7 |
3,0 |
1,3 |
1,6 |
1,3 |
0,4 |
2,8 |
25 |
10 |
20 |
40 |
25 |
18 |
6000 |
2500 |
8 |
2,6 |
1,9 |
1,4 |
2,0 |
2,3 |
0,5 |
20 |
20 |
30 |
15 |
35 |
50 |
5800 |
3000 |
9 |
2,6 |
2,0 |
1,4 |
0,3 |
4,0 |
3,0 |
30 |
18 |
10 |
60 |
70 |
20 |
4500 |
700 |
10 |
3,8 |
6,5 |
0,6 |
5,0 |
0,2 |
9,0 |
58 |
10 |
15 |
5 |
10 |
25 |
4000 |
600 |
11 |
2,5 |
1,8 |
10 |
0,4 |
4,0 |
1,6 |
10 |
12 |
8 |
5 |
10 |
5 |
7500 |
350 |
12 |
2,0 |
1,6 |
0,4 |
5,0 |
3,2 |
0,4 |
60 |
15 |
20 |
10 |
8 |
28 |
6200 |
2400 |
13 |
2,7 |
5,2 |
4,6 |
5,5 |
3,3 |
0,2 |
70 |
10 |
12 |
15 |
10 |
60 |
3000 |
800 |
14 |
1,6 |
1,8 |
2,2 |
0,3 |
2,0 |
3,5 |
6 |
5 |
8 |
10 |
10 |
15 |
7200 |
4000 |
15 |
2,0 |
1,,6 |
0,3 |
1,8 |
3,2 |
4,0 |
10 |
12 |
70 |
40 |
8 |
10 |
6800 |
3200 |
16 |
4.6 |
1,4 |
1,2 |
2,2 |
2,1 |
0,4 |
12 |
8 |
10 |
12 |
16 |
35 |
6000 |
2900 |
17 |
3,0 |
6,5 |
5,5 |
6,8 |
3.3 |
0,2 |
80 |
15 |
20 |
30 |
50 |
4 60 |
3200 |
700 |
11
Продолжение табл. 1
№ |
Мощность пластов, м |
|
|
Угол па- |
Расстояние между пластами, м |
Размеры шахтного |
||||||||
вар. |
|
|
|
|
|
|
дения, |
|
|
|
|
|
поля, м |
|
|
|
|
|
|
|
|
град |
|
|
|
|
|
|
|
|
m1 |
m2 |
m3 |
m4 |
m5 |
m6 |
l1 |
|
l3 |
l4 |
l5 |
S |
Н |
|
18 |
2,8 |
6,0 |
3,8 |
8,5 |
3,4 |
0,4 |
75 |
25 |
30 |
15 |
40 |
50 |
3000 |
800 |
19 |
2,0 |
6,0 |
6,2 |
0,3 |
3,2 |
8,0 |
65 |
15 |
18 |
40 |
40 |
10 |
2800 |
850 |
20 |
2,4 |
2,0 |
6,3 |
1,3 |
0,2 |
3,5 |
14 |
10 |
10 |
10 |
15 |
25 |
6000 |
3000 |
21 |
3,5 |
6,0 |
6.2 |
5,2 |
4,0 |
0,3 |
72 |
23 |
20 |
30 |
40 |
10 |
3000 |
700 |
22 |
2,8 |
5,0 |
6,0 |
5,0 |
3,4 |
0,3 |
63 |
15 |
20 |
18 |
40 |
60 |
3500 |
800 |
23 |
2,4 |
1,3 |
3,0 |
2,2 |
0,5 |
1,4 |
16 |
18 |
10 |
20 |
15 |
6 |
6200 |
3000 |
24 |
2,8 |
1,4 |
1,4 |
4,0 |
3,0 |
0,2 |
7 |
20 |
10 |
5 |
12 |
16 |
7000 |
2400 |
25 |
1,6 |
1,9 |
2,4 |
1,5 |
0,3 |
3,0 |
11 |
15 |
20 |
10 |
8 |
24 |
6000 |
3300 |
12
Балансовыми называют запасы, разработка которых технически целесообразна и экономически выгодна, качество полезного ископаемого отвечает требованиям промышленного использования, количество и условия залегания пригодны для добывания при современном уровне развития техники.
Забалансовыми называют запасы, разработка которых в настоящее время как технически, так и экономически не целесообразна, хотя их можно рассматривать как объект промышленного освоения в дальнейшем в связи с развитием и совершенствованием техники добычи, обогащения и использования угля.
При разработке полезных ископаемых часть балансовых запасов неизбежно теряется в охранных и барьерных целиках, вблизи геологических нарушений, а также в процессе эксплуатации. Эти потери проектируются и называются проектными.
Запасы, полученные путем исключения из балансовых запасов проектных потерь, подлежат извлечению из недр, называются промышленными ( Znp ):
Zпр = Zбал − Zп,
где Zбал – балансовые запасы, т; Zп – проектные потери угля, т.
Проектные потери угля подразделяются на общешахтные и эксплуатационные:
Zп = Zпо + Zпэ,
где Zno – общешахтные потери, т; Zпэ – эксплуатационные потери, т.
Балансовые запасы угля в шахтном поле определяют по формуле
Zбал = SH ∑my = SH ∑ p.
где Σm – суммарная мощность разрабатываемых пластов, м; γ − средняя плотность угля, т/м3; Σр – суммарная производительность пластов, т/м2.
Потери угля в охранных и барьерных целиках рассчитывают согласно правилам охраны зданий и сооружений, а также требованиям ширины барьерных целиков. Ориентировочно они составляют для пологих пластов 1,0÷2,0%, а для крутых пластов 1,5÷4,0 % от балансовых запасов, т.е. коэффициент общешахтных потерь Кпо составляет: для
пологих пластов Кпо=0,01-0,02, крутых − 0,015-0,04.
Таким образом, общешахтные потери равны Zno = Kno Zбал.
13
Эксплуатационные потери зависят от применяемых систем разработки, мощности разрабатываемых пластов, способов охраны подготовительных выработок и могут быть подсчитаны по формуле
Zпэ = (Zбал − Zпо)Кпэ,
где Кпэ – коэффициент эксплуатационных потерь. Он может быть принят для:
-сплошных систем разработки – 0,05÷0,10;
-столбовых систем разработки – 0,10÷0,15;
-систем разработки с разделением на слои с обрушением кровли –
0,18÷0,20;
-щитовых систем разработки – 0,20÷0,25;
-систем разработки с закладкой выработанного пространства –
0,10÷0,12.
При проектировании разных систем разработки по разрабатываемым пластам в шахтном поле необходимо определять средневзвешенный коэффициент эксплуатационных потерь.
Производственной мощностью шахты называется технически обоснованная и экономически эффективная максимальная величина добычи угля за рассматриваемый период (год, сутки).
Производственную мощность шахты при запасах, ограниченных принятыми размерами шахтного поля, можно определить по формуле А.С. Малкина [4,5]:
Аr = Кн(Кпл + Кз)
Zпр(∑mo / ∑m)Kг,
где Аr – годовая производственная мощность шахты, тыс. т; Кн – коэффициент надежности технологической схемы шахты ( Кн=0,9-0,8 при
вскрытии вертикальными стволами и групповой подготовке пластов на пологих и наклонных пластах; Кн=0,75-0,85 в тех же условиях, но при
индивидуальной подготовке; Кн=0,7-0,8 при комбинированном вскрытии и фланговой схеме проветривания; Кн=0,6-0,75 при вскрытии вертикальными стволами и этажными квершлагами на пологом падении); Кн=0,80÷0,90 при вскрытии вертикальными стволами и этажными квершлагами крутых пластов; Кпл – коэффициент, учитывающий влия-
ние числа одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле; Кз – коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой;
Znp – промышленные запасы угля в шахтном поле, тыс. т; Σmo – сум-
14
марная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м; Σm – суммарная мощность всех рабочих пластов в шахтном поле (m1+m2+…+mn), м; Кr – коэффициент, учитывающий влияние
глубины и угла падения пластов.
Коэффициенты Кпл и Кз определяют по формулам
Кпл = (no + n −no ) / n; |
Кз = ϕАмmcр / mсро, |
где no – количество одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле; при разработке пологих пластов к одновременной разработке рекомендуется принимать 1-3 пласта, при крутых – n0=(0,50÷0,75)n, n – количество рабочих пластов в шахтном поле; ϕ - коэффициент, учитывающий степень влияния средней нагрузки на очистной забой (для Кузбасса: пологое падение – 0,0016, крутое – 0,002); Ам – нагрузка на очистной забой, т/мес; mср – средняя мощность рабочих пластов в шахтном поле (mср=Σm/n), м; mсро – средняя мощность одновременно разрабаты-
ваемых пластов в шахтном поле (mсро=Σmo/no), м.
Месячную нагрузку на очистной забой на пологом падении ориентировочно можно определить по формуле
Ам = Nmсро rncγc, т/мес
где N – количество рабочих дней в месяце (в расчетах можно принять равным 25); l – длина лавы, м; r – ширина захвата комбайна (вынимаемой полосы), м; nс – количество стружек, снимаемых в сутки (количество циклов); γ - плотность угля, т/м3; c – коэффициент извлечения угля в очистном забое (0,95-0,98).
Нагрузка на очистной забой на пластах крутого падения может быть определена по формуле (табл.6), либо по другим известным формулам.
Коэффициент влияния глубины разработки и угла падения пластов Кr определяют из выражения
Кr =1 + Нв /(Нв + Н sinα),
где Нв – глубина верхней границы шахтного поля, м; α - угол падения, град; Н – размер шахтного поля по падению, м.
Для гидрошахт, а также «сухих» шахт, разрабатывающих большое число крутых пластов с весьма сложными горно-геологическими и горнотехническими условиями, производственная мощность может быть рассчитана по формуле П.З. Звягина:
15
|
Сϕ2 + ЕК |
|
||
Аг = |
С |
1 |
, |
|
+ КпрЕК2 |
||||
|
Zпр |
|
||
|
|
|
||
где ϕ, С, К1, К2, Кпр – расчетные коэффициенты, значения которых для шахт Кузбасса приведены в табл.2; Е – коэффициент эффективности капитальных вложений в угольную промышленность (Е=0,08-0,10); ϕ - постоянный коэффициент, учитывающий относительные изменения стоимостных показателей в определенных горно-геологических условиях в зависимости от нагрузки на очистной забой Азаб; Znp – промыш-
ленные запасы шахтного поля, тыс. т.
При нагрузке на очистной забой более 15 тыс. т в месяц эта формула может быть скорректирована и рекомендована в следующем виде
|
|
|
А1 =ϕ |
Zпр . |
|
|
|
|
|
Значения расчетных коэффициентов |
Таблица 2 |
||||
|
|
|
|||||
Тип |
|
|
Расчетные коэффициенты |
|
|||
шахты |
|
С |
К1 |
|
К2 |
Кпр 103 |
ϕ |
Шахты |
с |
17,8 |
6123 |
|
16,2 |
0,0811 |
2,8+0,86Азаб |
крутыми |
|
|
|
|
|
|
|
пластами |
|
|
|
|
|
|
|
средней |
|
|
|
|
|
|
|
мощности |
и |
|
|
|
|
|
|
мощными |
|
|
|
|
|
|
|
Суточная производственная мощность шахты определяется исходя из числа рабочих дней в году.
Ас=Аr/300.
При выборе производственной мощности шахты следует руководствоваться типовыми значениями этого параметра (табл.3).
Таблица 3 Типовые значения производственной мощности шахты
Ас, т |
3000 |
4000 |
5000 |
6000 |
8000 |
10000 |
12000 |
15000 |
20000 |
Аr, млн т |
0,9 |
1,2 |
1,5 |
1,8 |
2,4 |
3,0 |
3,6 |
4,5 |
6,0 |
Расчетный срок службы шахты Тр равен
Тр = Zпр / Аr .
16
Полный срок службы Т с учетом периода освоения to и периода затухания tз составляет:
Рекомендуются следующие сроки освоения проектной мощности шахты: Ar≤1,2 млн т, tо=2 года; для Ar=1,2÷3,0 млн т, tо=3 года; для
Ar≥3,0 млн т, tо=4÷5.
Срок затухания можно принять равным 2÷3 года. Срок службы следует принимать не менее 50-60 лет.
Для обеспечения рациональной и экономически эффективной отработки запасов шахтное поле делят на части. По простиранию шахтное поле делят на крылья или блоки.
Крыло – часть шахтного поля, расположенная по одну сторону от главного ствола или какой-либо другой вскрывающей выработки. Шахтные поля бывают двукрылые и однокрылые.
Деление на крылья зависит от размера шахтного поля по простиранию. Оно должно быть достаточно большим, таким, чтобы в крыле на каждом рабочем пласте могло поместиться одно или несколько выемочных полей с проветриванием, зависимым от общешахтного.
Блок – часть шахтного поля, вскрытая с поверхности как минимум одним воздухоподающим и воздухоотводящим блоковыми стволами или шурфами. Они предназначены для независимого проветривания горных выработок в блоке, а также для спуска и подъема людей, оборудования или материалов. Транспортирование полезного ископаемого из блоков до главного ствола осуществляется по магистральному штреку, соединяющему все блоки в шахтном поле. Блок, где расположен главный ствол, называется центральным.
Принимают решения о делении шахтного поля на блоки по данным расчета, определяющего сечение воздухоподающего ствола. Для этого производят упрощенный расчет количества воздуха, необходимого для проветривания шахт Кузбасса, по формуле [4,5]:
Qшо=1,2QшКr,
где Qшо – общий расход воздуха для шахты, м3/мин; Qш – расход воздуха для шахты по метану, м3/мин; Кr – коэффициент, учитывающий горнотехнические и горно-геологические условия разработки.
Расход воздуха для шахты по метану определяют по формуле
Qш=ΣQшп,
где Qшп – расход воздуха для шахтопласта, м3/мин.
17
Qшп=100qшпАшп/(24 60 с),
где qшп – относительная метанообильность выработок шахтопласта, м3/т; Ашп – добыча с шахтопласта, т/сут; с – допустимое содержание метана в исходящей струе шахты (крыла), % (с=0,75).
Коэффициент Кr рассчитывают по формуле
Кr=1+К4+К5+К6+К7+К8+К9+К10,
где К4 – коэффициент, учитывающий утечки воздуха за пределами выемочных участков; К5 – коэффициент, учитывающий вентиляцию поддерживаемых выработок; К6 – коэффициент, учитывающий утечки и распределение воздуха в зависимости от числа одновременно разрабатываемых горизонтов; К7 – коэффициент, учитывающий обособленно проветриваемые камеры; К8 – коэффициент, учитывающий число проветриваемых участков, К9 – коэффициент, учитывающий обособленно проветриваемые подготовительные выработки.
|
|
Таблица 4 |
|
|
|
|
|
Коэффициент |
Характеристика горнотехнических и горно- |
Значение коэф- |
|
|
геологических условий |
фициентов |
|
К4 |
Обратный порядок отработки выемочного |
0,20 |
|
поля при пластовой подготовке |
|
|
|
|
То же при полевой подготовке |
0,10 |
|
К5 |
Прямой порядок отработки шахтного поля |
0,15 |
|
при пластовой отработке |
|
|
|
|
То же при полевой подготовке |
0,10 |
|
К6 |
При работе одного горизонта |
0 |
|
К7 |
Обособленное проветривание камер |
0,10 |
|
К8 |
Проветривание одного-четырех участков |
0,15 |
|
|
Проветривание пяти-десяти участков |
0,20 |
|
К9 |
Центральная схема проветривания |
0,20 |
|
Фланговая крыльевая схема проветривания |
0,15 |
|
|
|
Фланговая групповая схема проветривания |
0,10 |
|
|
Фланговая участковая схема проветривания |
0 |
|
К10 |
Столбовая система разработки без подрывки |
0,20 |
|
боковых пород и прочие системы разработки |
|
|
|
|
Столбовая система разработки с подрывкой |
0,10 |
|
|
боковых пород |
|
|
При пластовой подготовке, фланговой схеме проветривания и прямом порядке отработки крыльев шахтного поля можно принять Кr=1,95, в тех же условиях, но при полевой подготовке Кr=1,7.
18
Сечение воздухоподающего ствола, исходя из условий нормального проветривания шахты, составит:
Sств=Qшо/60v,
где Sств – сечение воздухоподающего ствола в свету, м2; v – допустимая скорость движения воздуха по воздухоподающему стволу по ПБ
(v=8 м/с).
Полученное по расчетам сечение воздухоподающего ствола округляется до ближайшего типового значения по каталогам сечений стволов. Типовые сечения стволов приведены в табл.5.
Таблица 5
Типовые сечения стволов
Дств,м |
4,0 |
4,5 |
5,0 |
5,5 |
6,0 |
6,5 |
7,0 |
7,5 |
8,0 |
Sств, м2 |
12,56 |
15,89 |
19,62 |
23,74 |
28,26 |
33,16 |
38,46 |
44,15 |
50,24 |
Если полученное по расчетам сечение воздухоподающего ствола превышает максимальное типовое 50,24 м2, то принимают решение о целесообразности деления шахтного поля на блоки.
Определение действующих линий очистных забоев по шахте
При выемке пластов тонких и средней мощности столбовыми или сплошными системами разработки действующую линию очистных забоев по каждому из принятых к одновременной разработке пластов в шахтном поле определяют по формуле
hд = Аr Коч
где Аr – производственная мощность шахты, т/год; Коч – коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев (Коч=0,9); L – скорость подвигания действующей линии очистных забоев по шахте, м/год; Σро – суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, т/м2; с – коэффициент извлечения угля в очистном забое
(с=0,95÷0,97).
Годовое подвигание действующей линии очистных забоев определяют по формуле
L=NrnцК,
где N – число рабочих дней в году (N=300); r – ширина захвата комбайна, м; nц – количество циклов по выемке угля в очистном забое за сутки; К – коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы (К=0,85-0,95).
19
Если скорость подвигания забоев по пластам различна, то определяют средневзвешенную по формуле
Lc = ∑ Li mi / ∑mi ,
где Li – годовое подвигание очистного забоя по разрабатываемому пласту с мощностью mi.
Действующая линия очистных забоев по шахте
hдш=nohд,
где no – число одновременно разрабатываемых пластов. Число действующих лав по шахте
nз=hд/lл,
где lл – средняя длина лавы, м; nз – целое число забоев.
При величине дробной части менее 0,50 число очистных забоев округляется в меньшую сторону. Тогда резерв нагрузки на очистной забой следует предусматривать за счет улучшения принятых параметров технологической схемы (производительности комбайна, длины лавы, проветривания и др.).
При величине дробной части более 0,50 значение nз округляется в большую сторону.
Наклонную высоту этажа или яруса определяют по формуле
Нэт( яр) = nлlл + ∑hц + ∑hш,
где nл – число лав в этаже или ярусе, расположенных друг под другом по падению; lл – средняя длина лавы, м; Σhц – cуммарная высота целиков по падению, оставляемых в этаже или ярусе между лавами, а также между этажами и подэтажами или ярусами и подъярусами, м; Σhш – суммарная ширина штреков в этаже или ярусе, м.
При разработке крутонаклонных и крутых пластов, для которых характерна выемка как по простиранию, так и по падению, целесообразно определять суммарную мощность пластов, которая необходима для определения числа одновременно разрабатываемых пластов, обеспечивающих заданную производственную мощность:
∑m0 = Ar Коч / nкnлL hэγ c,
где Σmр – суммарная мощность пластов, обеспечивающих производственную мощность шахты, м; nк – количество крыльев в шахтном поле; nл – количество очистных линий в крыле; L – скорость подвигания очистных работ по простиранию, м/год; hэ – наклонная высота этажа, м.
При разработке крутопадающих пластов на шахте возможно применение нескольких систем разработки. В связи с этим необходимо оп-