Лекция 5. Проектирование рационального варианта вскрытия

ПРОЕКТИРОВАНИЕ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ
Лекция №5
Тема: Проектирование рационального варианта вскрытия, подготовки шахтного
поля и системы разработки по геомеханическим и стоимостным показателям.
1. Определение и обоснование рациональной схемы вскрытия.
Вскрытием месторождения или шахтного поля называется проведение комплекса вскрывающих
выработок, которые открывают доступ с поверхности к полезному ископаемому и обеспечивают
возможность проведения подготовительных выработок.
Различают схему и способ вскрытия шахтного поля.
Схемой вскрытия называется пространственное расположение сети вскрывающих выработок
(стволы, штольни, скважины и др.) относительно шахтного поля.
Способом вскрытия называется проведение системы вскрывающих выработок в шахтном поле
относительно элементов залегания пластов и их функциональное назначение.
Основными факторами, определяющими выбор схемы и способа вскрытия шахтного поля или его
части, являются: число вскрываемых пластов, угол падения пластов, свойства боковых пород,
расстояние между пластами, мощность наносов или покрывающей непродуктивной толщи, наличие
плывунов и др. водоносных пород, нарушенность месторождения, глубина разработки, газоносность
пластов, рельеф местности; производственная мощность шахты; размер шахтного поля; срок службы
шахты; уровень развития горнодобывающей техники; подготовка шахтного поля; системы разработки,
схема вентиляции и др.
Схема и способ вскрытия должны обеспечивать: рациональную разработку шахтного поля в течение
всех этапов работы шахты и получение стабильной проектной добычи угля на каждом этапе;
минимальный объем вскрывающих горных выработок; минимальные первоначальные затраты на
вскрытие месторождения и строительства шахты; однотипность транспорта по всем горным
выработкам; возможность периодического обновления горного хозяйства шахты; выемочный горизонт
с достаточно большими запасами угля, чтобы промежутки между углубками стволов или изменениями
элементов схемы были по возможности более длительными.
Для устойчивой работы шахт, разрабатывающих пласты пологого и наклонного падения, вскрытые
запасы угля на горизонтах должны обеспечить срок службы каждого не менее 20 лет – при пологом
падении, 15 лет – при крутонаклонном , 10 лет - при крутом.
Разделение пластов по углу наклона до 18° - пологие; 19°-35° - наклонные; 36°-55° - крутонаклонные;
56°-90° - крутые.
В качестве основных схем вскрытия следует принимать:
Для пологих и наклонных пластов:
- вертикальными стволами и капитальными квершлагами с отработкой всех запасов угля в шахтном
поле на одном подъемном горизонте бремсберговым и бесступенчатым уклонным полями с передачей
добычи промежуточных горизонтов на основной горизонт по грузовым транзитным наклонным
выработкам (рис.1);
Рис.1
-вертикальными стволами и погоризонтнымп квершлагами (при значительных размерах шахтного
поля по падению) с отработкой запасов бремсберговыми и уклонными полями на каждом подъемном
горизонте (рис.2);
Рис.2
- главными наклонными и вспомогательными вертикальными стволами и капитальными квершлагами
- при глубине подъемного горизонта до 600 м и отсутствии плывунов и сильно водоносных пород
(рис.3)
Рис.3
Для крутонаклонных и крутых пластов в качестве основного принимать вскрытие вертикальными
стволами и этажными квершлагами (рис.4).
Рис.4
Для отработки полей пластов с газоносностью более 10 м3/т с.б.м. необходимо предусматривать
проходку дополнительных, отнесенных по падению, вспомогательных вертикальных стволов для
обеспечения прямоточного проветривания (рис.5).
Рис.5
В случае отработки газоносных пластов на глубине более 700 м и размерах шахтного поля по
простиранию более 6 км и падению более 3 км необходимо предусматривать отработку пластов
блоками с размерами по простиранию до 4 км и по падению до 1,5 км с передачей добычи из
отдаленных блоков к главным стволам по полевым магистральным выработкам или по поверхности.
При газоносности пластов более 20 м3/т с.б.м. на шахтах мощностью более 1,5 млн.т в год
необходимо предусматривать независимое (секционное) проветривание блоков с проходкой и
функционированием соответствующего количества вспомогательных воздухоподающих и
вентиляционных стволов или скважин большого диаметра, которые устанавливаются проектом . Для
отработки шахтных полей с размерами по простиранию до 8 км без разделения на блоки необходимо
предусматривать центральную схему проветривания с подачей свежего и выдачей исходящего воздуха
по главным стволам при газоносности до 10м3/т с.б.м., и фланговую схему с использованием
центральных и отнесенных фланговых стволов при газоносности более 10 м3/т с.б.м (рис.6).
Рис.6
2. Определение и обоснование рациональной схемы подготовки по геомеханическому критерию.
Подготовкой шахтного поля называется проведение подготовительных выработок после вскрытия
шахтного поля и характеризуется она схемой и способом.
Схемой подготовки называется такое пространственное расположение системы подготовительных
выработок в шахтном поле, при котором оно разделяется на части, обеспечивающие условия для
отработки выемочных полей.
Способом подготовки называется проведение подготовительных выработок в шахтном поле
относительно пласта и его элементов и их функциональное назначение.
На выбор схем и способов подготовки, шахтных полей оказывают влияние горно-геологические и
горнотехнические факторы. При этом из горно-геологических факторов наибольшее влияние имеют
угол падения пласта, нарушенность месторождения, газоносность и водообильность пластов, а из
горнотехнических факторов — размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания,
скорость проведения подготовительных выработок и заданный объем добычи.
Выбор схемы подготовки шахтного поля, ее параметров и конструктивных элементов является одним
из основных технико-экономических вопросов, решаемых при проектировании новых шахт и
горизонтов и планировании горных работ на действующих угольных шахтах.
Задача выбора схемы подготовки шахтного поля при проектировании новых шахт и горизонтов
наиболее эффективно может быть решена классическим методом технико-экономического сравнения
вариантов, при этом схема вскрытия и система разработки в сравниваемых вариантах подготовки
шахтного поля должны быть идентичными. Предполагается также, что порядок отработки шахтного
поля также известен. В каждом из сравниваемых вариантов подготовки шахтного поля должна быть
предусмотрена разработка очистными забоями рациональной длины. В случае разработки свиты
пластов для каждой схемы подготовки шахтного поля должны быть выбраны рациональный вариант
группирования пластов, оптимальные размеры выемочных полей, а также наиболее экономичные
схемы транспорта.
Особенности методики выбора схемы подготовки заключаются в следующем:
1. Схемы подготовки шахтных полей сравниваются в идентичных горно-геологических условиях при
одинаковых значениях нагрузки на пласт и размерах шахтного поля по простиранию и падению.
2. Основные параметры и конструктивные элементы сравниваемых схем подготовки шахтного поля
приняты оптимальными, определенными применительно к конкретным природным и техническим
условиям аналитическим методом.
3. Длина лавы и параметры очистной выемки в каждом варианте, определяемые вариантными
расчетами, принимаются наивыгоднейшими.
4. Сечения подготовительных выработок выбраны по транспорту и проверены по допустимой
скорости воздуха.
5. Окончательная область применения устанавливается с учетом требуемых темпов проведения
подготовительных выработок, потерь угля в предохранительных целиках, условий вентиляции и др.
Схемы подготовки следует принимать:
- погоризонтную - для необводненных пластов при углах падения не более 10° с подвиганием
очистного забоя в бремсберговых полях по падению, а в уклонных полях - по восстанию; для
обводненных пластов при тех же углах падения - в бремсберговых и уклонных полях с подвиганием
очистного забоя по восстанию (рис. 7);
- панельную - для пластов с углами падения от 10° до 25° при любой их мощности и обводненности,
а такие для водообильных пластов любой мощности с углами падения менее 10° как в
бремсберговых, так и в уклонных частях шахтного поля (рис.8);
- этажную - для пластов с углами падения более 25° (рис.9);
- комбинацию различных схем подготовки следует применять, если в пределах шахтного поля
условия залегания пластов существенно изменяются (рис.10).
Для пластов с углом падения свыше 35° подготовку следует принимать этажную с групповыми
полевыми штреками, проводимыми с главного квершлага на транспортном и вентиляционном
горизонтах и блоковыми (промежуточными) квершлагами
Рис.7
Рис.8
8
13
9
9
I
7
II
6
1
III
4
2 3
IV
11
10
V
Рис.9
VI
Рис.10
7
5
12
14
Для Центрального и других районов Донбасса расстояние между промежуточными квершлагами 400-600- м в зависимости от количества пластов и расстояния между ними. При этажной подготовке
наклонная длина этажа при углах падения от 35° до 55° должна приниматься в пределах 300-400 м,
при больших углах падения - в зависимости от вертикальной высоты этажа, которая должна
составлять 100-120 м.
При подготовке сближенных пластов (до 40 м) следует предусматривать их группирование с
групповыми выработками, проводимыми, как правило, полевыми в устойчивых породах или по
пластам с устойчивыми боковыми породами.
Пластовую подготовку необходимо предусматривать для разработки пластов, неопасных по
внезапным выбросам и самовозгоранию угля, при боковых породах, смещение которых не превышает
допустимые запасы на осадку контура выработок, соответствующие податливости применяемой
крепи.
Полевую подготовку следует предусматривать для разработки свиты или одиночных пластов, а также
для пластов угля, склонных к самовозгоранию и опасных по внезапным выбросам угля и газа, при
боковых породах, смешение которых превышает допустимые запасы на осадку контура выработок,
соответствующие податливости применяемой крепи.
3. Определение и обоснование рациональной схемы подготовки по стоимостному критерию.
Экономико-математическая модель схем подготовки шахтного поля представляет собой
математическое выражение суммы приведенных затрат, зависящих от схемы и способа подготовки и
отнесенных к 1 т извлекаемых запасов.
При определении приведенных затрат по подготовке шахтного поля следует учитывать следующие
статьи расходов:
•проведение капитальных, панельных и участковых бремсбергов (уклонов) с ходками, наклонных
рельсовых, конвейерных и вентиляционных ходков, коренных и этажных откаточных штреков,
ярусных и промежуточных штреков, просеков, сбоек и разрезных печей;
•сооружение приемно-отправительных площадок у наклонных выработок и лебедочных камер;
•поддержание капитальных и участковых горизонтальных и наклонных выработок;
•транспортирование угля и породы, а также вспомогательные операции по наклонным и
горизонтальным выработкам;
•затраты, зависящие от длины лавы;
•первоначальные капитальные затраты по подготовке шахтного поля, необходимые для сдачи шахты в
эксплуатацию, и их амортизация;
•капитальные затраты будущих лет, необходимые в процессе эксплуатации бремсберговой (уклонной)
части поля, и их амортизация.
По своему экономическому содержанию задача выбора рациональной схемы подготовки шахтного
поля сводится к поиску такой схемы, которая обеспечит минимум (максимум) критерия
эффективности.
Экономико-математическая модель выбора схемы подготовки шахтного поля при делении его на блоки
(панели) или в целом всей шахты (при подготовке шахтного поля без деления на блоки) может иметь
следующий вид:
где Cо.зi — затраты по очистному забою, грн/т;
Cт.уi, Cт.мi, Cт.лi — затраты на транспортирование в пределах блока сооветственно угля, материалов
(оборудования) и людей, грн./т;
∑Кпрi — сумма затрат на проведение всех подготовительных выработок в пределах блока, грн.;
∑Кпрi' — суммарная стоимость проведения подготовительных выработок на момент сдачи шахты в
эксплуатацию, грн.;
∑Кподi — сумма затрат на поддержание всех подготовительных выработок в блоке, грн.;
∑Кт.пi — сумма затрат на транспортирование породы, получаемой при проведении полевых
выработок, от забоя до поверхности, грн.;
Zблi — балансовые запасы блока, т;
Сблi — коэффициент извлечения запасов блока;
Аблi — годовая мощность блока, млн. т;
t — срок отработки совместно подготавливаемых пластов в группе, лет;
Е — нормативный коэффициент экономической эффективности капитальных вложений.
В случае необходимости необходимо также учесть расходы на проветривание выработок в пределах
блока (панели, шахты).
4. Определение и обоснование рациональной системы разработки по геомеханическому
критерию
Под системой разработки пластовых месторождений понимается определенный порядок проведения
подготовительных и очистных выработок в пределах выемочного поля, увязанный в пространстве и
времени.
Условия залегания угольных месторождений весьма разнообразны и поэтому выбор системы
разработки зависит от ряда геологических, технических и организационных факторов. Основными
факторами, влияющими на выбор систем разработки угольных месторождений, являются: форма
залегания пласта в недрах, их мощность, угол падения, строение; свойства угля и вмещающих пород;
газоносность и водоносность месторождения; склонность пластов к внезапным выбросам угля и газа
и самовозгоранию; расстояние между смежными пластами угля; глубина разработки; способы и
средства механизации производственных процессов в очистных и подготовительных выработках и др.
Весь процесс выбора системы разработки можно условно разделить на этапы.
На первом этапе производят выбор системы разработки – с разделением пласта на слои по мощности
или без разделения на слои. При этом для пластов мощностью до 3,5 м применяют систему
разработки без разделения на слои. Хотя параметры современной техники позволяют увеличить
выемку до 5,6 м иностранной и до 4,2-4,3 м отечественной.
Для пластов большей мощностью следует принимать наклонные слои с выемкой угля в каждом слое
длинными столбами, если не представляется возможным вести выемку пласта на полную мощность с
применением механизированных комплексов. Количество и толщина слоя определяется общей
мощностью и строением пласта.
На втором этапе выбирают отработку длинными или короткими забоями
На пластах, пологого и наклонного падения при мощности пластов до 3,5 м, а при наличии
соответствующих средств механизации - до 5 м следует принимать при панельной подготовке длинные столбы по простиранию (рис.8), при погоризонтной подготовке - длинные столбы по
восстанию или на необводненных пластах - по падению (рис.7).
На пластах крутонаклонного и крутого падения, при мощности до 1,5 м должны приниматься
длинные столбы, по простиранию в варианте "лава-этаж" с откаткой грузов и выводом исходящей
струи на передние промежуточные квершлаги, при мощности пластов от 0,7 до 2,5 м - полосы по
падению с щитовыми агрегатами (рис.11).
Короткозабойные системы (камерные, камерно-столбовые, выбуривание пласта бурошнеками и др.)
рекомендуется применять на пологих пластах средней мощности, не склонных к самовозгоранию,
внезапным выбросам и горным ударам; на сильно нарушенных участках пластов, где применение
длинных забоев затруднено или малоэффективно; на пластах разрабатываемых гидроспособом, под
поймами рек, населенных пунктов и др.
На третьем этапе приступают к выбору направления выемки угля относительно элементов залегания
пласта. Длинные столбы на пластах с углами наклона до 10° размещают по падению или восстанию,
для обводненных пластов выемка должна производиться только по восстанию, а при больших углах
падения - по простиранию. При углах падения до 18° разрешено диагональное размещение столбов.
На четвертом этапе производится выбор подгруппы системы разработки. Для пластов тонких и
средней мощности при любых углах падения основными системами являются столбовая и
комбинированная (комбинация столбовой и сплошной). В условиях слабых и неустойчивых пород на
глубоких горизонтах предпочтительна сплошная система разработки с охраной выработок бутовыми
полосами или их проведения по породам.
Транспортно-технологическая система шахт, разрабатывающих
крутые пласты
6
3
5
7
1
2
9
10
8
3
1 – околоствольный двор, 2 –квершлаг, 3– этажные откаточные штреки, 5 – очистной комплекс КГУ, 6
– щитовой комплекс АНЩ, 7 – комбайновая лава, 8 – потолкоуступная лава, 9 – аккумуляторный
электровоз АМ8Д, 10 – вагонетки ВГ-1,6.
Рис.11
На тонких и средней мощности пластах необходимо ориентироваться на преимущественно
безцеликовые системы разработки длинными столбами. При разработке пластов следует применять,
как правило, системы разработки без оставления целиков угля с повторным использованием
выемочных выработок, в том числе с охраной их искусственными полосами из жестких или с
заданной податливостью материалов, а также с проведением выемочных выработок вприсечку к
выработанному пространству.
Бесцеликовая отработка должна приниматься в следующих горно-геологических условиях:
•при повторном использовании выработок - в случаях разработки пластов мощностью до 2,5 м с
породами кровли любой обрушаемости и породами почвы не ниже средней устойчивости;
•при проведении и поддержании выработок вприсечку к выработанному пространству - в случаях
разработки, пластов мощностью более 2,5 м с породами кровли любой обрушаемости и породами
почвы любой устойчивости;
•-при проведении выработок вслед за лавой в выработанном пространстве - в случаях разработки
пластов мощностью до 2,0 м с породами кровли любой обрушаемости и неустойчивыми породами
почвы.
Сплошная система разработки с проведением штреков вслед за лавой допускается для тонких пластов
с углами падения до 15°, на глубоких горизонтах и при пучащих вмещающих породах.
Для пластов малой мощности в условиях Центрального района Донбасса допускается применение
комбинированной системы разработки с откаткой грузов на передние и выводом исходящей струи, на
задние промежуточные квершлаги, а для одиночных несамовозгорающихся пластов - сплошной
системы.
Для тонких и средней мощности пологих и наклонных пластов основной разновидностью является
лава-этаж (ярус) без разделения этажа на выемочные поля.
Следующим этапом необходимо решить вопрос проветривания очистных забоев в этаже (ярусе) –
последовательное, обособленное или комбинированное. Как правило, необходимо применять
обособленное проветривание. Однако возможны случаи, в которых возможно экономически будет
целесообразно принять последовательное проветривание забое в этаже, но при этом только на шахтах
не опасных по выбросам угля и газа и суфлярным выделениям и с соблюдением ПБ.
Выбор схемы проветривания выемочного участка производится с учетом газоносности пласта,
склонности угля к самовозгоранию, устойчивости боковых пород и мощности пласта, нагрузки на
очистной забой, возможности иметь фланговые выработки для прямоточного проветривания или
подсвежающей струи и др.
На весьма газоносных пластах применение возвратноточных схемы ограничивает нагрузку на
очистной забой. При отработке самовозгорающихся пластов рекомендуется применение
возвратноточной схемы проветривания выемочного участка.
И на последнем этапе производится выбор механизации очистных забоев и способ управления
кровлей.
Проектом должна предусматриваться комплексная механизация и автоматизация в очистных забоях,
отвечающая прогнозным горно-геологическим условиям с учетом работы высокопроизводительных
лав в аналогичных или близких условиях,
Выемку тонких пластов в сложных горно-геологических условиях следует, как правило,
предусматривать с помощью бурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия
людей.
Для шахт, разрабатывающих пласты антрацитов, а также энергетических углей, предназначенных для
слоевого сжигания, в качестве выемочных машин должны применяться струговые установки.
В качестве основного способа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологого
падения следует принимать полное обрушение, а на пластах наклонного, крутонаклонного и крутого
падения - полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку в зависимости от
конкретных горно-геологических условий и опыта работы действующих шахт.
На пластах с трудноуправляемыми кровлями следует предусматривать разупрочнение пород основной
кровли - передовое торпедирование или гидрообработку, а при неустойчивых кровлях - упрочнение
пород непосредственной кровли: нагнетание упрочняющих составов, химическое анкерование или
другие мероприятия, апробированные практикой действующих шахт.
Далее выделяют несколько технически целесообразных для данных горно-геологических условий
тщательно продуманных вариантов.
Затем рассчитывают и принимают основные параметры для каждого варианта системы разработки:
- способ выемки угля – комбайнами или стругами с индивидуальной или механизированной крепью,
щитовыми агрегатами или др., ширину захвата, количество циклов в смену, в сутках;
- максимальную суточную нагрузку на забой по производительности машин и механизмов и по
условию вентиляции;
- вид транспорта по участковым выработкам (а в некоторых случаях и по главным) как основной, так и
вспомогательный;
- способ проведения, расположения и охраны участковых выработок (а в некоторых случаях и
основных), вид крепи, размер охранных целиков или бутовых полос, типовые сечения выработок;
- оптимальную длину лавы и подвигание забоя за сутки, оптимальные размеры выемочного поля,
потери угля и изменение качества (сортности, зольности и др.) и вызванный ими экономический
эффект или ущерб;
- себестоимость 1 т угля по забою (на основании норм и расценок или по статистическим данным),
если в сравниваемых вариантах систем разработки применяются различные виды механизации
очистных работ.
5. Определение и обоснование рациональной системы разработки по стоимостному критерию.
В экономическом отношении избираемая схема выемочного участка должна иметь минимальные
суммарные капитальные вложения и эксплуатационные расходы при выемке угля, проведению и
поддержанию выработок, транспортирование угля в пределах выемочного участка, потерям,
проветриванию и др.
При сравнении схем выемочного участка учитываются следующие виды затрат: расходы в очистном
забое; затраты на проведение выработок; затраты на поддержание выработок; затраты на
транспортирование угля в пределах выемочного участка и др.
Критерием выбора рационального варианта схемы технологического участка является минимум затрат
на извлечение 1 т промышленных запасов угля в выемочном столбе.
Если в сравниваемых вариантах приняты одинаковая технология выемки, нагрузка на забой, высота
яруса и строго одинаковый порядок разработки ярусов в панели (восходящий или нисходящий), то
сравнение можно производить в пределах яруса (или даже только крыла яруса). При этом, принимая
во внимание, что система разработки определяется для каких-то средних условий (не 1-й ярус, не 1-я
панель), то в качестве критерия сравнения принимают удельные затраты, которые определяют по
формуле:
где ∑K, ∑R, ∑G —соответственно затраты на проведение выработок, их поддержание и
транспортирование угля в пределах яруса, грн.; Zяр — промышленные запасы яруса, т.
Если нагрузка на очистные забои неодинаковая (это вызывает необходимость ввода в работу
дополнительного числа забоев для обеспечения равной добычи из панели) или принята неодинаковая
высота яруса Hяр (это требует сооружения разного числа приемных площадок у бремсбергов или
уклонов) или же варианты отличаются последовательностью отработки ярусов в панели, то
экономико-математическая модель составляется для всей панели и схем проветривания и будет иметь
вид:
где Zn — промышленные запасы панели, т; С0.3 — себестоимость 1 т угля по очистному забою, грн.;
Су.п.ш — удельный фонд заработной платы с начислениями условно-постоянного штата работающих,
грн/т; Свент —эксплуатационные расходы на проветривание горных выработок, грн/т.
Если в сравниваемых системах проведение выработок и приобретение оборудования осуществляются
за счет средств капитального строительства (например, при строительстве новой и реконструкции
действующей шахты, при подготовке нового горизонта и др.), то необходимо составлять модель
удельных приведенных затрат:
где Ен - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений, равный 0,12;
∑Kпр - капитальные затраты, приведенные к начальному периоду строительства шахты или к году
освоения проектной мощности, грн.; Апг – годовая добыча из панели, т.
Здесь ∑Kперв - суммарные первоначальные капитальные затраты, вкладываемые до начала расчетного
года, грн;
Ен.п. - народнохозяйственный норматив приведения разновременных затрат, приниаемый равным 0,08
- 0,20;
tпод - продолжительность подготовки пласта, панели или горизонта, лет;
∑КiбУД - капитальные затраты в ti году от начала расчетного года, грн.;
ti - число лет, определяющее затраты на сооружение объекта от начала расчетного года.
В вышеприведенных формулах в слагаемое ∑K входит стоимость проведения выработок,
финансируемых за счет как средств капитального строительства ∑K, так и эксплуатации
∑K э, а в ∑КiбУД включены только капитальные затраты.
Если в сравниваемых вариантах систем применяются различные способы подготовки шахтного поля,
необходимо составлять модель удельных приведенных затрат для пласта в пределах горизонта или
блока или переходить на составление экономико-математической модели шахты в целом.