Планирование горных работ на шахтах. Учебное пособие

71

где Н – проектная фактическая глубина размещения выработки или ее участка от поверхности; k – коэффициент, учитывающий отличие напряженного состояния массива по сравнению с напряженным состоянием массива от собственного веса толщи пород до поверхности, за счет воздействия тектонических процессов.

Для большинства условий k допускается принимать равным 1; для участков выработок в дизъюнктивных нарушениях с амплитудой свыше 50 м, в замках складок радиусом меньше 100 м и под склонами гор, крутизной свыше 45°, k принимается на основе экспериментальных данных, а при их отсутствии – равным 1,5.

2. Определение расчетного сопротивления пород массива

где Ri – среднее значение сопротивления пород сжатию, МПа; kc – коэффициент, учитывающий дополнительную нарушенность массива горных пород (значение kc принять равным 0,9).

3. Определение сопротивления пород сжатию по контакту поперечного сечения выработки

Расчетное сопротивление массива горных пород сжатию Rc по контуру поперечного сечения выработки должно определяться с учетом всех пересекаемых выработкой слоев (пластов) мощностью более 0,5 м, залегающих на расстояниях от контура сечения выработки: в кровле – 2,5b, в почве и боках выработки – b, где b – ширина выработки, м.

Для ряда смежных слоев, залегающих по контуру поперечного сечения выработки, с изменчивостью Rc в пределах до 30 % следует принимать для всей выработки усредненное значение расчетного сопротивления пород сжатию, определяемое по формуле:

72

сжатию, МПа; (m1 m2 ... mn ) – мощности слоев, м.

При изменчивости расчетного сопротивления пород сжатию в кровле, боках или почве выработки свыше 30 % Rc следует считать по формуле (5.3) отдельно по элементам выработки (кровле, бокам и почве). Пример расчета сопротивление массива горных пород сжатию Rc приведен в табл. 5.1.

Таблица 5.1

Пример определения расчетного сопротивления массива горных пород

4. Установление зависимости ширины угольных целиков от глубины расположения выработки и сопротивления пород на сжа-

тие [20]

Ширину угольных целиков для охраны выработок, проводимых по разрабатываемому пласту или в непосредственной от него близости и закрепленных жесткой крепью, принимают не менее размеров зон вредного воздействия опорного давления от очистных работ Lо. Значения Lо при углах падения пластов до 35° и при

73

среднеобрушающихся породах основной кровли приведены в табл. 5.2.

Данные таблицы корректируются коэффициентом kкр, учитывающим влияние типа основной кровли по обрушаемости, равным:

–0,8 при легкообрушающейся кровле;

–1,0 при среднеобрушающейся кровле;

–1,2 при труднообрушающейся кровле.

При креплении выработок податливой крепью с податливостью не менее 300 мм ширина целиков может быть уменьшена на 25 %, а при креплении выработок крепью с податливостью 500 мм – на 35 % по сравнению с целиками для жесткой крепи.

При залегании пластов под углами от 35 до 55 , указанные для углов до 35 размеры целиков уменьшаются на 20 %, а при угле падения свыше 55 – на 40 %.

5. Установление расстояния между вскрывающими выработками

Протяженные участки околоствольных и вскрывающих выработок для исключения их взаимного влияния должны находиться друг от друга на расстоянии более Lд , определяемом по формуле

где (b1 b2 ) – суммарная ширина взаимовлияющих выработок в проходке (вчерне), м; kL – коэффициент взаимного влияния выработок [20, табл. 15].

Зависимость коэффициента взаимного влияния выработок от глубины расположения выработки приведена в табл. 5.3

При расположении выработок на расстоянии менее Lд ,

параллельные выработки рекомендуется проходить одновременно или с небольшим отставанием во времени (до закрепления их постоянной крепью).

Таблица 5.3 Зависимость коэффициент взаимного влияния выработок

от глубины расположения выработки

Примечание:

1.В числителе показана величина kL для выработок с углом падения до 35 , а

взнаменателе – более 35 .

2.Для выработок, расположенных под углом к простиранию, kL принимают как среднее между значениями по простиранию и в крест простирания.

3.Для наклонных выработок величину kL принимают как для горизонтальных, пройденных по простиранию.

75

5.3. Экономическое обоснование нормативов потерь угля при добыче

Выше была приведена методика технического обоснования возможных уровней эксплуатационных потерь в зависимости от различных горнотехнических условий разрабатываемых месторождений.

Однако проблема рационального использования недр должна решаться с учетом влияния потерь на экономику угольного предприятия (компании). Если при решении данного вопроса исходить лишь из возможностей горной техники, то уже сегодня потери можно снизить до минимума или даже свести к нулю, но будет ли это экономически выгодно?

При установлении размеров потерь необходимо помнить, что необоснованное снижение потерь, против их оптимального уровня приводит к снижению эффективности применяемых систем разработки, дополнительным материальным и трудовым затратам и в конечном счете к повышению себестоимости добычи угля, а повышение потерь неизбежно приводит к росту непроизводительных затрат, сокращению срока службы предприятия.

Всвязи с этим в практической деятельности каждого горного предприятия необходимо установить технически и экономически обоснованные нормативы потерь.

Для экономического обоснования рационального уровня потерь предприятия должны быть вооружены методикой экономической оценки, в основе которой должен лежать критерий, по которому производится выбор рациональной схемы системы разработки.

Важность правильного установления критерия экономической оценки потерь состоит в том, что на его основе решается весьма существенный для шахты (компании) вопрос рационального использования недр.

Из горнотехнической литературы известны многие экономические критерии при установлении оптимальных показателей извлечения запасов из недр.

Вугольной промышленности, в качестве экономического критерия при установлении нормативов потерь принята величина условной прибыли, численно равная разнице между величиной

76

замыкающих затрат и себестоимостью добычи 1 т угля, умноженной на коэффициент извлечения балансовых запасов из недр:

где Прб – прибыль (условная) на 1 т, руб. погашенных балансовых запасов; ЗЗ – замыкающие затраты, руб./т; С Д – себестоимость добычи одной тонны угля, руб.; Кб – коэффициент извлечения балансовых запасов из недр.

О замыкающих затратах и экономической оценке потерь изложено в «Основах экономической оценки потерь и учета запасов угля в недрах» [41].

Основное назначение формулы (5.5) состоит в том, чтобы оценивать различные варианты разработки одного и того же участка месторождения, но с различными уровнями потерь. Вариант разработки, по которому предприятие получает максимальную прибыль, принимается для использования на практике, а соответствующий этому варианту уровень потерь принимается за нормативный.

Необходимо отметить, что нормированию подлежат только неизбежные потери, зависящие от системы разработки и обоснованные технически и экономически. В настоящее время в соответствии с Прогрессивными технологическими схемами разработки пластов на угольных шахтах насчитывается около 30 схем подготовки и отработки пластов, а каждая схема в свою очередь имеет несколько вариантов разработки. Такое большое количество схем и вариантов разработки объясняется разнообразием горно-геологических условий разрабатываемых месторождений.

Из горнотехнической литературы и практики работы горнодобывающих предприятий известны различные методы нормирования потерь, однако все они имеют один большой недостаток - отсутствие оценки экономических последствий потерь.

Общие положения методики нормирования потерь угля при добыче заключаются в следующем.

Нормативы эксплуатационных потерь должны рассчитываться горным предприятием для каждого выемочного участка

77

при составлении проекта на его отработку, согласовываться с местными органами Ростехнадзора, и утверждаться производственным объединением.

В соответствии с правилами безопасности [8] под выемочным участком следует понимать часть выемочного поля между откаточным и вентиляционным штреками, вскрытую промежуточным квершлагом и участковым уклоном или бремсбергом.

При постоянстве горно-геологических условий разрабатываемых участков месторождения, а также технико-экономических показателей добычи нормативы потерь могут устанавливаться для более крупной части месторождения (этажа, панели, уступа и т. д.), а при изменении указанных условий ранее установленные нормативы потерь должны быть пересмотрены и утверждены заново.

Потери в общешахтных целиках (под зданиями и сооружениями, барьерных, под капитальными горными выработками) не нормируются, а устанавливаются на основании техникоэкономических расчетов, правил безопасности в угольных и сланцевых шахтах и правил охраны сооружений.

Нормированию подлежат только эксплуатационные потери, зависящие от применяемой системы разработки, ее параметров, технологии и организации горных работ.

При подземном способе разработки нормированию подлежат потери:

–в целиках у подготовительных выработок (бремсбергов, уклонов, основных, подэтажных штреков и т. д.);

–в целиках внутри выемочного контура (между щитовыми полосами, между камерами, заходками и т. д.);

–в межслоевых пачках (при выемке мощных пластов слоями на подземных работах и при селективной выемке на открытых работах);

–в пачках угля, оставляемых в кровле и почве пласта. Запасы у геологических нарушений, куда включаются части

пластов:

–доработка запасов, которая оказалась невозможной из-за геологических нарушений в виде ступенчатых сбросов;

–сдвигов, резких изменений угла падения на небольших участках;

78

–расслоения пласта мощными породными прослоями;

–нарушенные вследствие оползней или по гидрогеологическим факторам в обводненных участках пластов, выемка которых существующими методами ведения работ невозможна.

Эти запасы списываются с баланса как нецелесообразные для отработки по геологическим и гидрогеологическим условиям

вустановленном порядке.

Ширина целиков у подготовительных выработок (если принят именно такой способ охраны последних) должна устанавливаться в соответствии с Указаниями по охране, поддержанию и рациональному расположению подготовительных выработок на шахтах основных бассейнов страны [42].

Целики угля другого назначения, так же как и пачки угля, оставляемого в кровле и почве пласта или между слоями, должны быть минимально допустимой ширины, регламентируемой соответствующими местными документами.

Методика технического обоснования возможных уровней эксплуатационных потерь в зависимости от различных горнотехнических условий разрабатываемых месторождений широко изложена с приведением примеров и расчетов в книге «Основы экономической оценки потерь и учета запасов угля в недрах» под редакцией проф. д-ра техн. наук А.Н. Омельченко [42].

5.4. Методы расчета потерь и разубоживания полезных ископаемых

Для расчета потерь и разубоживания применяют: прямой, кос-

венный и комбинированный методы.

При прямом методе расчет потерь и разубоживания производится или на основе непосредственных замеров в натуре элементов, необходимых для определения количества и качества теряемых запасов полезного ископаемого, или измерением необходимых элементов на планах и разрезах, составленных на основе маркшейдерских съемок и замеров.

Объемы теряемого угля подсчитывают по данным непосредственных замеров длины, ширины оставляемых целиков и мощности пласта.

79

Прямой метод позволяет рассчитать потери и разубоживание на любую дату независимо от степени отработки выемочного блока, что дает возможность своевременно выявлять причины возникновения потерь и разубоживания, определять их количество и оперативно принимать меры для их снижения.

При косвенном методе расчет потерь и разубоживания полезных ископаемых производится по разности между количеством погашенных балансовых и количеством добытого угля с использованием при подсчетах содержания угля по чистым угольным пачкам объемов, определенных при подсчете запасов в массиве, и в добытом объеме угля. При применении косвенного метода потери и разубоживание можно рассчитать только после полной отработки блока, что исключает возможность оперативного влияния на их снижение.

При комбинированном методе определение значений потерь и разубоживания производится с использованием элементов прямого и косвенного методов. Если нет возможности непосредственно определить элементы, необходимые для расчета потерь, но есть возможность замерить количество примешанных пород, разубоживающих полезное ископаемое, или определить величину разубоживания полезных ископаемых петрографическим или весовым методом, то количество потерь полезного ископаемого можно определить прямым, а величину разубоживания или примешивания пустых пород косвенным методом. Результаты, получаемые комбинированным методом, значительно точнее данных, определяемых косвенно.

5.5. Методы нормирования потерь и разубоживания полезных ископаемых

При нормировании эксплуатационных потерь и разубоживания полезных ископаемых необходим учет конкретной обстановки: гор- но-геологических и горнотехнических условий.

При подземном способе разработки месторождений значения П и Р определяются в основном выбранной системой разработки (ценность полезного ископаемого и его дефицитность должны быть учтены при выборе системы разработки). При этом нормативы по-

80

терь устанавливаются исходя из минимально допустимых размеров целиков около выработок на границах выемочных участков, под верхними горизонтами, в очистном пространстве, а также из минимальных размеров пачек полезного ископаемого, оставляемых в кровле, почве или между слоями пласта и т. д.

Нормы П и Р при одной и той же системе разработки, но в различных условиях могут быть различными.

Нормативные значения П и Р должны быть оптимальными. Эти значения могут быть и больше технически неизбежных, но во всех случаях они должны быть экономически обоснованны.

При нормировании П и Р следует исходить из минимального суммарного влияния (отрицательного) этих показателей на экономику предприятия. В большинстве случаев П и Р взаимосвязаны, т. е. увеличение П приводит к уменьшению Р и наоборот.

В тех случаях, когда П и Р не взаимосвязаны, нормируются оптимальные величины, отдельно П и отдельно Р. По мере возможности нормирование П и Р производится по отдельным их видам в зависимости от причин образования, факторов, определяющих их значения и т. п.

Применяются следующие методы нормирования П и Р. Статистический метод: нормативы П и Р для применяемых

систем разработки устанавливают на основе статистических материалов, накопленных на горном предприятии за несколько лет, в основном по данным маркшейдерско-геологического учета. Обычно нормативы устанавливаются как средние фактические П и Р за последние 3-5 лет.

Опытный метод: нормативы П и Р для применяемых систем разработки устанавливаются на основе либо специальных опытов и наблюдений, поставленных в производственных условиях (в натуре), либо лабораторных опытов на моделях. Этот способ при широкой и продуманной постановке опытов дает хорошие результаты.

Расчетный метод: нормативы П и Р для применяемых систем разработки устанавливают расчетами на основе теоретических соображений по связи между количеством погашенных запасов и количеством добытого полезного ископаемого.

Комбинированный метод: нормативы П и Р для применяемых систем разработки устанавливаются на основе сочетания элементов статистического, опытного или расчетного методов