124510 (598602), страница 2

Просмтор этого файла доступен только зарегистрированным пользователям. Но у нас супер быстрая регистрация: достаточно только электронной почты!

Текст из файла (страница 2)

Геологические запасы в шахтном поле, тыс. т

Z_геол = S * H * m * , (5.1)

где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

H – размер шахтного поля по падению, м;

m - суммарная мощность пластов, м;

- средняя плотность угля, т/м³.

h_n – мощность наносов, м;

α – угол падения пластов, град.;

m₁, m₂ , m₃ – мощности пластов, м;

h₁ и h₂ – расстояния между пластами, м;

H – размер шахтного поля по падению, м;

S – размер шахтного поля по простиранию, м.

Рисунок 5.1 – Вертикальный разрез шахтного поля

Балансовые запасы шахтного поля равны геологическим за вычетом забалансовых запасов, которые не удовлетворяют кондициям их промышленного использования при современном уровне техники и экономики.

Z_бал= Z_геол - Z_заб (5.2)

Согласно действующим кондициям по мощности и зольности к балансовым необходимо отнести пласты по мощности: угли марок Г, Ж, К, ОС на крутом падении при мощности пластов более 0,45 м, а на пологом падении – более 0,5 м; угли марок А при мощности пластов более 0,6 м – по зольности; угли марок Д, Г при зольности менее 30%, угли марок Т, А – менее 30%, угли марок Ж, ОС, К при зольности менее 40%.

Если в шахтном поле отсутствуют пласты, которые отнесены к забалансовым, то в этом случае необходимо принимать величину балансовых запасов равную геологическим.

Промышленные запасы необходимо определять путем исключения из балансовых запасов проектных потерь, тыс.т.

Z_пром = Z_бал - Z_п, (5.3)

где Z_п – проектные потери угля, т.

Проектные потери угля включают в себя потери в целиках и эксплутационные потери, тыс.т

Z_п = Z_оц + Z_бц + Z_э (5.4)

Потери угля в охранных и барьерных целиках следует рассчитывать согласно правилам охраны сооружений. При отсутствии данных о потерях в целиках их следует ориентировочно принимать равными: на пологих пластах 1% балансовых запасов, а на крутых – 2%.

Z_ц = Z_оц + Z_бц = (0,01 0,02) Z_бал (5.5)

Эксплуатационные потери необходимо рассчитывать по формуле

Z_э = ( Z_бал - Z_ц ) k, (5.6)

где k - коэффициент эксплуатационных потерь (при разработке тонких пластов k = 0,05-0,10; при разработке пластов средней мощности и мощных k = = 0,10-0,15);

Z_ц- суммарные потери угля в охранных и барьерных целиках, тыс.т.

Вцелом, количество полезного ископаемого, добываемого из месторождения или шахтного поля, необходимо оценивать коэффициентом извлечения, который показывает, какая часть балансовых запасов выдается на поверхность

Z_пром

С = 1, (5.7)

Z_бал

Величина его зависит от горно-геологических факторов. При ориентировочных расчетах величину коэффициента извлечения следует принимать для пластов: тонких – 0,92-0,90; средней мощности 0,88-0,85; мощных крутых – 0,80-0,75.

2. Режим работы, мощность и срок службы шахты

Режим работы шахты по добыче угля необходимо принимать следующим:

- число рабочих дней в году – 300;

- число рабочих смен по добыче угля в сутки – 3, а в особо сложных горно-геологических условиях, где необходимо проводить противовыбросные мероприятия – 2;

- продолжительность рабочей смены на подземных работах – 6 часов;

- продолжительность рабочей смены на поверхности – 8 часов.

Режим работы трудящихся необходимо принимать из расчета пятидневной недели (шахта работает 6 дней в неделю, а рабочие – 5 дней в неделю со скользящим выходом в течение недели).

Проектная мощность шахты должна обосновываться с учетом величины промышленных запасов и рекомендаций, изложенных в работе [2].

Годовую производственную мощность шахты ориентировочно можно принимать по данным таблицы 5.1.

Таблица 5.1 – Значения проектной мощности шахты при различных запасах угля в шахтном поле

Расчетный срок службы необходимо определить как производную величину, лет

T_р = Z_пром / A , (5.9)

где А – принятая из таблицы 5.1 годовая производственная мощность шахты, тыс. т.

При этом следует ориентироваться на сроки службы для шахт, мощностью до 1,8 млн.т в год не менее 50 лет, а при мощности шахт более 1,8 млн.т – не менее 60 лет.

Полный срок службы шахты необходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет

Т = Т_р + 0,5 t , (5.10)

Фактическое суммарное время на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовой производственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить по формуле, лет

t = 2,3 + 1,8 А , (5.11)

где А – млн.т/год.

1. Вскрытие шахтного поля

При выборе схемы вскрытия необходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:

высокую концентрацию горных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологических условиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;

минимально необходимый объем проводимых и поддерживаемых выработок;

обеспечение своевременной подготовки выбывающей линии очистных забоев;

бесступенчатый и непрерывный транспорт;

строительство шахт в минимальные сроки;

постоянство качества рабочей продукции.

Вопросы вскрытия должны решаться с учетом всех пластов в шахтном поле.

При обосновании рационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значения таких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, угол падения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояние между поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значений размеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этот дополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о применении одно- или многогоризонтной схемы вскрытия.

Расстояние от верхней границы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытия вертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.

Угол падения пластов в сочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительной вскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).

Для пологих и наклонных пластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:

вертикальными стволами с капитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтного поля по падению;

наклонными стволами для выдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнения вспомогательных

операций с капитальным квершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения – с этажными квершлагами.

При размерах шахтного поля по простиранию более 8000 м, газоносности пластов более 15 м³/т и мощности шахты свыше 1,8 млн.т необходимо отдавать предпочтение блоковому способу вскрытия с независимым проветриванием каждого блока и транспортом угля по штрекам к центральному стволу.

Для крутонаклонных и крутых пластов – вертикальными стволами с наклонными квершлагами, при этом закладку стволов предусматривать, как правило, в лежачем боку свиты для исключения возможности их подработки и уменьшения потерь угля в охранных целиках под промплощадку.

При вскрытии должно обеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только при разработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200 м.

В районах с гористым рельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетании со слепыми вертикальными стволами.

Кроме перечисленных схем вскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и технически осуществимые схемы вскрытия. Выбранную схему вскрытия необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.3).

Глубину ствола определять по формуле, м

H_С = L_Б * sin + h₃ + h_H , (5.12)

где L_Б - наклонная длина бремсберговой части шахтного поля, м;

h₃ – глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа вспомогательного ствола принимать 6-7 м, а главного ствола – 20-40 м;

h_H – мощность наносов или расстояние от земной поверхности до верхней границы шахтного поля, м.

Длину квершлага L_K определять по формуле, м

h

L_к= , (5.13)

sin

где h – суммарная мощность междупластья, м.

При малых углах падения ( < 8⁰) с целью сокращения длины квершлага его необходимо проводить с углом наклона , который, исходя из условий применения конвейерного транспорта, не должен превышать 18⁰. Длина наклонного квершлага, м

L_нк = L_к * sin , (5.14)

где L_к - длина горизонтального квершлага, м.

В случае применения многогоризонтных схем вскрытия аналогичным образом необходимо определять величину углубки ствола и размеры квершлагов.

1. Выбор способа подготовки шахтного поля

Выбор и обоснование способа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетом горно-геологических и горно-технических факторов: размера шахтного поля по простиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов, естественной газоносности и наличия геологических нарушений.

Необходимо принимать следующие способы подготовки шахтного поля:

для пластов с углами падения до 10⁰ – погоризонтный способ подготовки с отработкой лавами, подвигаемыми по падению (восстанию);

для пластов с углами падения от 10⁰ до 18⁰ – панельный способ подготовки с отработкой ярусов лавами, подвигаемыми по простиранию;

для крутых и наклонных пластов – этажный способ подготовки с групповыми штреками, проводимыми с главных этажных квершлагов и промежуточными квершлагами.

При пологом и наклонном падении разработку пластов предусматривать, как правило, в бремсберговых полях;

разработку уклонами принимать только для последнего горизонта.

При разработке пластов на больших глубинах с высокой газоносностью и высокими температурами боковых пород предусматривать восходящее проветривание уклонных полей. Наклонную высоту горизонтов принимать 1000-1200 м, а при погоризонтной подготовке до 1500 м.

Размер панели по простиранию L_п принимать 2000-3000 м. Принятые размеры необходимо корректировать исходя из необходимости деления шахтного поля на целое число панелей, а также с учетом крупных геологических нарушений и технических возможностей проветривания подготовительных выработок.

Расчет количества панелей по простиранию производить по формуле

S

N_п = , (5.15)

Lп

где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

L_П - размер панели по простиранию, м.

При пологом залегании пластов наклонная высота яруса (этажа),м

Н^в_эт = n_л l + h_ц + h_ш , (5.16)

где n_л – число лав в ярусе или этаже, расположенных друг под другом по линии падения;

l - длина лавы, м;

h_ц – суммарная высота целиков по линии падения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционными штреками, а также между этажами и под этажами, ярусами и подъярусами, м (при бесцеликовых способах охраны выработок h_ц = 0);

h_ш – суммарная ширина штреков и просеков в этаже или ярусе в плоскости пласта, м.

При разработке крутых пластов вертикальную высоту этажа принимать 110-130 м.

Наклонную высоту этажа определять по формуле, м

Н^н_эт= , (5.17)

Характеристики

Список файлов книги