- •Факультет рпм Кафедра «Подземная разработка пластовых месторождений»
- •Москва 2011г.
- •Введение
- •1. Описание горно-геологической характеристики месторождения
- •2. Определение балансовых и промышленных запасов.
- •3. Обоснование производственной мощности шахты и срока ее службы.
- •4. Обоснование способа деление шахтного поля на части и порядка его отработки.
- •5. Выбор и обоснование способа вскрытия и подготовки шахтного поля
- •6. Способ подготовки шахтного поля.
- •7. Определение стоимости проходки вертикальных стволов.
- •8. Определение стоимости проходки горизонтальных и наклонных выработок.
- •9. Затраты будущих лет.
- •Определение стоимости приемных площадок.
- •Определение стоимости подъема и транспорта. Стоимость подъема угля по стволу :
- •Стоимость транспорта аккумуляторными электровозами:
- •Определение стоимости поддержания выработок.
- •Затраты будущих лет
- •Поддержание наклонных выработок:
- •10. Выбор схемы околоствольного двора.
- •Заключение.
- •Список литературы.
2. Определение балансовых и промышленных запасов.
Балансовые запасы шахтного поля
Zб = S*H*Ʃmi*γi , т,
где: S - размер шахтного поля по простиранию;
Н – размер шахтного поля по падению;
n – число рабочих пластов;
mi – мощность i-го рабочего пласта;
γi – объёмная масса угля i-го пласта.
Zб1= 6000*2800*1.2*1.37= 27619.2 тыс.т
Zб2= 6000*2800*1.7*1.37= 39127.2 тыс.т
Zб3= 6000*2800*2.2*1.37= 50635.2 тыс.т
Промышленные запасы по отдельным пластам шахтного поля
Zпр = Zб – Zп , т,
где: Zп – суммарные потери угля, т.
Потери определяются на основании расчетов частных видов потерь: общешахтных, эксплуатационных, вблизи геологических нарушений.
Zп=Z1+Z2+Z3+Z4, т
Где Z1- потери в барьерных целиках
Z2- потери в охранных целиках
Z3- потери в целиках в близи геологических нарушениях
Z4- потери эксплуатационные
Z1 = 2 * l* [S + (H – 2 * l)] * m * γ, т,
Z1.1= 2*50*(6000+ (2800- 2* 50))* 1.2* 1.37= 1430.3 тыс.т
Z1.2= 2* 50* (6000+ (2800- 100))* 1.7* 1.37= 2026.2 тыс.т
Z1.3=2*50*(6000+(2800-100))* 2.2* 1.37= 2622.2 тыс.т
Z2 = (0.01÷0.02) * Zб, т,
Z2.1= 276.2 тыс. т
Z2.2= 391.2 тыс. т
Z2.3= 506.3 тыс. т
Z3 = (0.01÷0.015) * Zб, т,
Z3.1= 276.2 тыс. т
Z3.2= 391.2 тыс. т
Z3.3= 506.3 тыс. т
Z4= ( Zб- (Z1+ Z2+ Z3))* Cэ, т
Cэ- коэффициент эксплуатационных потерь, 0.12,
Z4.1= (27619.2-(1430.3+276.2+276.2))*0.12 = 3076.3 тыс. т
Z4.2= 4358.2 тыс. т
Z4.3= 5640 тыс. т
Суммарные потери
Zп = Z1 +Z2 +Z3 +Z4
Zп1= 5059 тыс. т
Zп2= 7166.8 тыс. т
Zп3= 9274.7 тыс. т
Полученные данные занесены в таблицу 1.
Табл. 1 Балансовые, промышленные запасы и потери
Пласт |
S, м |
H, м |
m, м |
γ, т/м3 |
Zб, тыс. т |
Zпр, тыс. т |
Zп, тыс. т |
1 |
6000 |
2800 |
1.2 |
1.37 |
27619.2 |
22560.2 |
5059 |
2 |
|
|
1.7 |
1.37 |
39127.2 |
31960.4 |
7166.8 |
3 |
|
|
2.2 |
1.37 |
50635.2 |
41360.5 |
9274.7 |
Итого |
|
|
|
|
117381.6 |
95881.1 |
21500.5 |
Коэффициент извлечения.
Cизвл= (ƩZпр/ƩZб)* 100%
Сизвл= 95881.1/117381.6*100%= 82%
3. Обоснование производственной мощности шахты и срока ее службы.
На основании промышленных запасов и нормативных сроков службы шахты рассчитываю производственную мощность шахты Ашг.
Это один из основных параметров, определяющих количественные характеристики всего технологического комплекса и технико-экономические показатели работы шахты в целом. Поэтому выбор её величины имеет большое народно-хозяйственное значение.
Ашг
= Кн
* (Кпл
+ Кн.оз)
(тыс.
т),
где Кн – коэффициент надёжности технологической схемы шахты, Кн= 0,8;
Кпл – коэффициент, учитывающий общее количество пластов в шахтном поле nпл – и количество пластов, принятых к одновременной отработке n′пл, определяется по формуле:
Кпл
=
;
Кпл=1.73
Кн.оз – коэффициент, учитывающий уровень нагрузки на очистной забой, определяется по формуле:
Кн.оз
=
,
где Ψ – коэффициент, учитывающий условия бассейна:
Ψ
=
,
где Кк – коэффициент устойчивости кровли:
Кк = 0.08;
Кп – коэффициент крепости почвы:
Кп= 0.015;
Кнарш – коэффициент, учитывающий геологическую нарушенность шахтного поля, представляет собой отношение объёма запасов в нарушенной части Zн к промышленным запасам Zпр:
Кнарш
=
;
Кнарш= 1173816/95881100= 0.012
Кгаз – коэффициент, учитывающий влияние газового фактора, Кгаз = 0.3
Ао.з.м. – месячная нагрузка на очистной забой, т:
Ао.з.м. = l*mср*Vсут*γ*c*N (т),
где l – длина лавы, м.
mср – средняя мощность пластов, м.
Vсут – суточное подвигание очистного забоя, м/сут.
γ – средняя плотность угля, т/м³;
c – коэффициент извлечения угля в очистном забое,
N – количество рабочих дней в месяце, N = 25.5;
Ао.з.м= 170*1.45*3.6*1.37*0.82*25.5= 25421 т/мес
Кгл – коэффициент, учитывающий глубину залегания пластов:
Кгл
= 1+
,
где Нв.гр – вертикальная глубина верхней границы шахтного поля, м;
Нн.гр - вертикальная глубина нижней границы шахтного поля, м;
Кгл= 1+40/429.6= 1.09
Ψ= (0.08*0.015)/(1+0.012+0.3)= 0.00091
Кн.оз= (0.00091*25421*1.17)1/2= 5.19
Ашг= 0.8*(2.35+5.019)*( 95881.1*0.56*1.09)1/2= 1.4 млн. т/год
Полученное значение производственной мощности шахты привожу в соответствие с параметрическим рядом мощностей шахт.
Полный срок службы шахты:
Т=
+ to
+ tз
,
где to – срок освоения производственной мощности шахты, лет;
tз – срок затухания добычи к концу отработки запасов, лет;
Т1= 95881.1/1400+3= 71 год
Принимаю значение 1.4 млн. т/год.
Вывод: итак, при производственной мощности шахты 1.4 млн. т/ год срок службы шахты составляет 71 год с учетом времени освоения производственной мощности и времени затухания добычи к концу отработки угля.
