Технология горных работ

Введение

 

Казахстан располагает значительными запасами энергетических ресурсов и мощным топливно-энергетическим комплексом, который является базой развития экономики, инструментом проведения внутренней и внешней политики. Роль страны на мировых энергетических рынках во многом определяет ее геополитическое влияние.

По запасам углей Казахстан входит в десятку стран-лидеров, уступая лишь Китаю, США, России, Австралии, Индии, ЮАР и Украине и содержит в недрах 4% от общемирового объема запасов. Государственным балансом учтены запасы по 49 месторождениям, они составляют 33,6 млрд. тонн, в том числе каменных – 21,5 млрд. тонн, бурых углей – 12,1 млрд. тонн. Большая часть месторождений угля сосредоточена в Центральном (Карагандинский и Экибастузский угольные бассейны, месторождение Шубарколь) и Северном Казахстане (Тургайский угольный бассейн). Наиболее ценные для промышленности энергетические и коксующиеся угли сосредоточены на 16 месторождениях.

Карагандинский бассейн. Запасы – 50 млрд тонн. Уголь – коксующийся, требует обогащения. Частично добывается открытым способом. Потребители – Казахстан, который продает уголь России для Южного Урала.

Бассейн Экибастуз находится в Павлодарской области.

Буроугольный бассейн Ленгер находится в Чимкентской области.

Республика Казахстан входит в десятку крупнейших производителей угля на мировом рынке, а среди стран СНГ занимает третье место по запасам и первое место – по добыче угля на душу населения.

В настоящее время угольная отрасль республики обеспечивает выработку в Казахстане 78% электроэнергии, практически стопроцентную загрузку коксохимического производства, полностью удовлетворяет потребности в топливе коммунально-бытового сектора и населения.

 

Крупнейшими производителями угля в Казахстане являются предприятия Павлодарской области: ТОО «Богатырь АксесКомир» (42,8% от общереспубликанской добычи), разрез «Восточный» ОАО «Евроазиатская энергетическая корпорация» (20,7%), ЗАО «Майкубен-Вест» (3,3%, в т.ч. 96,6% общереспубликанской добычи бурых углей) и Карагандинской: Угольный департамент ОАО «МитталСтил Темиртау» (12,3%) и Угольный департамент «Борлы» корпорации «Казахмыс» (8,7%). На них приходится 87,7% добычи угля в республике.

Общий объем экспорта угля стабилизировался на уровне 95-96 млн. тонн. Ожидаемый объем добычи в текущем году составит 97 млн. тонн. Учитывая острую потребность в обеспечении вновь вводимых генерирующих мощностей твердым топливом, разработана Концепция развития угольной промышленности Казахстана до 2020 года.

Ею предусматривается увеличение объема добычи угля с 96,3 млн. тонн в 2006 году до 145,6 млн. тонн к 2020 году или на 49,3 млн. тонн, в том числе коксующихся углей, соответственно, с 12,9 млн. тонн до 24,3 млн. тонн или на 11,4 млн. тонн, энергетических углей - с 83,4 млн. тонн до 121,3 млн. тонн или на 37,9 млн. тонн, что позволит полностью обеспечить потребности внутреннего и внешнего рынков в коксующихся и энергетических углях.

Основным импортером является Российская Федерация. За последние годы география зарубежных поставок угольной продукции значительно расширилась - потребителями казахстанского угля стали Румыния, Чехия, Польша, Эстония, Турция, Украина. С учетом производственного потенциала угольной отрасли Казахстана, республика имеет возможность уже в ближайшие годы довести объемы зарубежных поставок угля до 30-35 млн. тонн. Для достижения указанных объемов будут приняты меры по обеспечению прироста добычи угля за счет:

• технического перевооружения действующих шахт и разрезов с переходом на угледобывающую технику современного технического уровня;

• реализации комплексных планов эффективной отработки Экибастузского и Шубаркольского угольных месторождений;

• повышения добычи низкозольного угля на Майкубенском месторождении, а также на разрезе «Каражира» для более полного обеспечения потребностей тепловых электростанций, улучшения снабжения твердым топливом других отраслей и коммунального сектора.

• повышения конкурентоспособности казахстанского угля путем внедрения международных стандартов серии ИСО. В этой связи разработана и утверждена Приказом Министра энергетики и минеральных ресурсов Республики Казахстан от 31 мая 2006 года № 166 Программа «Обеспечение перехода угольной отрасли на международные стандарты»  .

Сырьевая база угольной отрасли и производственный потенциал действующих угледобывающих предприятий позволяют полностью удовлетворить платежеспособный спрос потребителей в угле как внутри Казахстана, так и за его пределами. Дальнейшее планирование развития отрасли будет зависеть от макроэкономического положения Казахстана и сопредельных стран, а также, в определенной степени, от внедрения новых технологий, позволяющих конкурировать на внутреннем и внешнем рынках.

Долгосрочные перспективы предсказывать сложно, но можно предположить, что если запасы нефти будут продолжать уменьшаться и не будет найдено новых месторождений или других альтернативных видов топлива, то уже к 2030-му году уголь может стать основным источником топливной энергии, т.к. имеет огромные запасы по сравнению с нефтью и газом.

 

 

 

 

1 Анализ  горно-геологических и горнотехнических  условий месторождения.

 

В данном проекте месторождение представлено 3-мя пологими пластами углом падения 12˚. 1-й, 2-ой и 3-й пласт имеют среднединамическую мощность 2,6; 2,5 и 2,7 соответственно.

Свита представлена пластами простого строения.

Длина шахтного поля по простиранию 6400 м, по падению 1900 м. Мощность наносов 55 м.

Категория шахты по метану - сверхкатегорная, относительная метанообильность шахты 20 м³/т. Приток воды составляет 145 м³/ч.

 

Таблица 1 - Характеристика угольных пластов

Индекс пласта	Среднеди-намическая мощность пласта, м	Плотность   угля, т/м3	Произво-дительность пласта, т/м2	Расстояние до вышележащего пласта, м
1 2 3	2,6 2,5 2,7	1,43	3,7 3,6 3,9	- 65 50

 

В пределах шахтного поля заключены определенные запасы полезного ископаемого. Различают геологические, балансовые и забалансовые запасы

 

Балансовые запасы по каждому пласту в пределах шахтного поля рассчитываются по формуле:

 

где   L, H – размеры шахтного поля соответственно по простиранию и по падению, м;

m – среднединамическая мощность пласта, м;

γ– плотность угля, т/м3.

 

 

 

 

Общие балансовые запасы шахтного поля определяются как сумма балансовых запасов всех пластов, принятых к отработке:

 

 

 

В результате анализа распределения балансовых запасов шахтного поля по категориям разведанности делается вывод о пригодности данного участка месторождения для разработки. Проекты строительства и реконструкций угольных шахт разрабатываются при наличий балансовых запасов. При разработке шахтного поля не все балансовые запасы могут быть выданы на поверхность. Часть их остается в недрах и составляет потери.

 

Таблица 2 - Обоснование потерь и промышленных запасов

Индекс пласта		Балансо-вые запасы, млн.т	Проектные потери, млн.т			Всего потерь, млн.т	Промыш-ленные запасы, млн.т
			В предохра-нитель-ных целиках	По горно-геологи-ческим условиям	Экс-плуата-цион-ные
1		45,2	2,7	2,7	2,7	8,1	37,1
2		43,5	2,6	2,6	2,6	7,8	35,7
3		46,9	2,8	2,8	2,8	8,4	38,5
Итого	Млн.т	135,6	8,1	8,1	8,1	24,3	111,3
	%	100	6	6	6	18	82

 

 

Промышленные запасы определялись путем вычитания из балансовых запасов проектных потерь, которые принимались в % от балансовых запасов:

• эксплуатационные потери 6%;

• общешахтные – потери в предохранительных целиках 6%;

• горно-геологические, т.е. связанные с горно-геологическими

нарушениями 6%.

• Общие потери составили 18%.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2 Мощность  шахты. Режим работы.

 

         При обосновании мощности шахты были учтены следующие положения:

мощность шахты должна быть не менее 1.5 млн.т/год и быть равной типовой (табл. 3):

 

        Таблица 3 - Типовые мощности шахты

Суточная мощность шахты, т	5000	6000	7000	8000	10000	12000
Годовая мощность шахты, млн.т	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6

 

•   срок службы шахты должен быть не менее 50-60 лет.

Срок нормальной работы шахты (ТН, лет) и годовая производственная мощность шахты (АГ, млн.т/год) связаны выражением:

       , лет, где 

       QП – промышленные запасы шахтного поля, млн.т;

        АГ– годовая мощность шахты, млн.т;

       лет.

Полный срок службы шахты (Тп, лет) определяется по формуле:

        , лет,

где tРЗ – время, необходимое на освоение шахтой производственной мощности исвертывание добычи. Определяется по формуле:

         ,лет,

     Значение tРЗ округляется до целого в большую сторону.

Для определения мощности составляется таблица 4:

 

        Таблица 4 - Мощности шахты

АГ, млн.т/год	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6
, лет	74,2	61,8	53	46,4	37,1	31
, лет	3,5	3,9	4,4	4,7	5,5	6,3
, лет	77,6	65,7	57,3	51,1	42,6	37,3

  Прорабатывается таблица, согласно полученным результатам выбираем срок работы шахты - 52 лет, таким образом суточная мощность шахты  8000 тонн, годовая мощность шахты 2,4 млн. тонн.

Режим работы шахты принимается в соответствии с действующими нормами и законодательными актами. При проектировании принимается для шахты 300 рабочих дней в году, в условиях сверхкатегорийных шахт длительность рабочей смены для подземных рабочих 6 часов, для рабочих поверхности – 8 часов.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3 Механизация  очистной выемки и нагрузка  на забой.

       

         По каждому пласту определяются способы механизации очистной выемки и рассчитываются нагрузки на очистные забои. При выборе технологии учитывается комплексная механизация и автоматизация работ в очистном забое, применение наиболее прогрессивных видов оборудования, обеспечивающего высокие технико-экономические показатели и безопасность труда. Выбирается крепь ДБТ 4 (Германия), т.к. мощности пластов данного месторождения 2,6 м, 2,5 м, 2,7 м, угол падения 12°. Характеристика выбранной крепи представлена в таблице 5.

         Таблица 5 - Техническая характеристика механизированной  крепи

Тип крепи	Вынимаемая мощность пласта, м; от…до	Площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, м2
ДБТ 4 (Германия)	1,2-5,2	S = 1,4m +2,0

 

         Для каждого комплекса предусматривается определенный тип выемочной машины (таблица 6). Все 3 пласта представлена одинаковыми горно-геологическими условиями, кроме мощностей, которые отличаются незначительно. Для всей свиты выбирается применение одинакового механизированного комплекса.

 

         Таблица 6 – Техническая характеристика очистного комбайна

Тип   комбайна	Вынимаемая   мощность, м; от…до	Ширина   захвата, м	Скорость   подачи, м/мин
KSW/E 620 ZZM (Польша)	1,7...3,85	0,8	15,6

 

         Для всех  трех пластов мощностями 2,6 м, 2,5 м и 2,7 м применяется челноковая схема работы комбайна. Выбор схемы работы комбайна обосновывается анализом горнотехнических условий. Челноковая схема работы комбайна принимается на пластах мощностью до 2.7 м. На пластах большей мощности следует применять выемку уступами.

         С учетом выбранного очистного комбайна техническая нагрузка на очистной забой (AТ) определяется по формуле:

 

          AТ = n(T-tПЗ)mrγvkCPkM, т/сутки,

 

где  n –число смен работы очистного забоя по добыче в сутки, n = 3, а для высокопроизводительной и сложной техники может n = 2;

         Т – продолжительность смены, мин;

tПЗ– продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; tПЗ = 15 мин;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

r – ширина захвата исполнительного органа очистного комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6),м;

γ – плотность угля, т/м3;

v – скорость подачи очистного комбайна, м/мин; v = (0,75..0,80)vT,

vT – технически возможная скорость подачи комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6);

kCP – коэффициент, учитывающий схему работы комбайна: при челноковой схеме работы kCP = 1,0, при уступной и односторонней kCP = 0,8;

kM – коэффициент машинного времени, kM = 0,4..0,45.

 

Для первого пласта:

AТ= 3·(360-15)·2,6·0,8·1,43·12,48·1·0,45=17289 т/сутки.

 

Для второго пласта:

AТ= 3·(360-15)·2,5·0,8·1,43·12,48·1·0,45=16623 т/сутки.

 

Для третьего пласта:

AТ= 3·(360-15)·2,7·0,8·1,42·12,48·1·0,45=17954 т/сутки.

 

Нагрузка на очистной забой по условиям проветривания производится по формуле:

 

, т/сутки

где  vВ – допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, vВ=4 м/сек;

s –площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, принимаемая по технической характеристике механизированной крепи (таблица 5), м2;

d– допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе, d=1%;

kВП– коэффициент, учитывающий движение части воздуха за призабойной частью выработанного пространства, kВП=1.2..1.3;

qЛ – относительное метановыделение в исходящую струю воздуха из лавы, м3/т суточной добычи,

qЛ= (0.3…0.4)qШ;

qШ– относительная метанообильность шахты, т/м3;

 

Для первого пласта:

 

= 4223 т/сутки;

 

Для второго пласта:

 

= 4118 т/сутки.

 

Для третьего пласта:

= 4328 т/сутки.

 

 

Из двух вычисленных значений в качестве окончательной нагрузки на забой принимается наименьшая:

A = min{AT; AП}.

Результаты расчетов представляются в таблицах 7.

 

Таблица 7 - Нагрузка на забой

Индекс пласта	Механизированный комплекс	Комбайн	Нагрузка на забой, т/сутки
1	ДБТ 4 (Германия)	KSW/E 620 ZZM (Польша)	4223
2	ДБТ 4 (Германия)	KSW/E 620 ZZM (Польша)	4118
3	ДБТ 4 (Германия)	KSW/E 620 ZZM (Польша)	4328

 

           

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

4 Способ  подготовки шахтного поля и  система  разработки угольных  пластов.

 

На основе анализа горно-геологических условий шахтного поля рассматривается возможность применения этажного, панельного или погоризонтного способов подготовки шахтного поля, приводится достоинства и недостатки каждого из способов и окончательно выбрается наиболее рациональный.

При угле падения пласта до 120 предпочтительно применять погоризонтный способ подготовки шахтного поля.

Если пласт в пределах горизонта делится по простиранию месторождения на выемочные участки, вытянутые по восстанию или падению от верхней границы горизонта до нижней, то такой способ подготовки называют погоризонтным (рис. 2).

Рис. 1. Деление шахтного поля на полосы вытянутые по восстанию или падению :

1 - главный ствол; 2 - вентиляционный ствол; 3 - главный откаточный штрек;  
4 – транспортный и вентиляционный бремсберги; 
I-XVIII - последовательность отработки полос.

 

В каждом участке размещается лава, забой которой располагается по простиранию и перемещаются по падению или по восстанию пласта. Лавы обслуживаются наклонными выработками.

При современных технических возможностях и данных горно-геологических условий целесообразно применять систему разработки одинарными лавами.

Для разработки пластов средней мощности (2,6;2,5;2,7) с применением механических крепей и узкозахватных комбайнов принимается длина лавы 300 м.

Время отработки выемочного поля TВП, лет:

 

 

 

где  LЛ – длина лавы, м;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

γ – плотность угля, т/м3;

А – суточная нагрузка на забой, сутки.

 

Для первого пласта:

 

  лет

 

Для второго пласта:

 

  лет

 

Для третьего пласта:

  лет

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

  5 Группирование пластов по очередности отработки и определение нагрузки на пласты.

 

Установленная мощность шахты должна подтверждаться горнотехническими возможностями путем группирования пластов по очередности их отработки и определением нагрузки на каждый пласт.

При группировании пластов по очередности их отработки необходимо предусматривать:

нисходящую отработку пластов;

интенсивность отработки вышележащего пласта не меньше, чем нижележащего;

количество одновременно отрабатываемых пластов не более двух-трех.

 

Таблица 8 – Группирование пластов по очередности отработки и определения нагрузки на каждый пласт

Индекс пласта	Нагрузка на забой, т/сутки	К-во  забоев	Добыча из   очистных забоев, т/сутки	Добыча из   подготовительных   забоев, т/сутки	Нагрузка   на пласт, т/сутки
1	4223	2	8446	422	8868
2	4118	2	8236	412	8648
3	4328	2	8656	433	8989

 

 

Нагрузку на каждый пласт определяется с учетом расстановки очистных забоев для выбранного способа подготовки шахтного поля, от которого зависит количество одновременно работающих очистных забоев. Для погоризонтного способа – 2 забоя.

Учитывается попутная добыча, получаемая при проведении подготовительных выработок, которая составляет 5% от нагрузки на очистные забои по данному пласту.

По каждой группе одновременно разрабатываемых пластов суммируется нагрузка на пласт и, таким образом, определяется суточная мощность шахты на каждый период отработки запасов, анализируется полученные результаты и окончательно принимается ближайшая стандартная суточная и годовая мощность проектируемой шахты по рядовому углю АГР.

Первый период: отрабатывается пласт первый  2-мя забоями. При этом нагрузка на пласт составляет 8868 т/сутки, при суточной мощности шахты равной 8000 тонн, что удовлетворяет суточную мощность шахты - 8000 т/сутки.

            Второй период: отрабатывается пласт второй 2-мя забоями. При этом   нагрузка на пласт с учетом угля из подготовительных забоев составляет 8648 т/сутки, что удовлетворяет суточную мощность шахты - 8000 т/сутки.

           Третий период: отрабатывается пласт третий 2-мя забоями. При этом нагрузка на пласт с учетом угля из подготовительных забоев составляет 8989 т/сутки, что удовлетворяет суточную мощность шахты-8000 т/сутки .

 Определяется резерв добычи по периодам отработки пластов

,

где  АСР, АСТ – соответственно рассчитанная суммарная нагрузка на группу пластов и типовая суточная мощность шахты;

Для первого пласта:

;

 

Для второго пласта:

 

;

 

Для третьего пласта:

;

 

 

Годовая мощность шахты по товарному углю:

 

 

 

где  - годовая мощность шахты по рядовому углю,

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

6 Вскрытие  шахтного поля.

 

При назначении возможных схем вскрытия для определенных горно-геологических условий учитываются:

• угол падения свиты пластов;
• выбранный способ подготовки шахтного поля;
• размеры шахтного поля;
• мощность наносов или глубина залегания угольных пластов.

Из всех наиболее доступных способов вскрытия выбирается следующие два варианта вскрытия: вертикальными  стволами и комбинированным способом, из которых, вследствие ряда расчётов выбирается один наиболее экономически выгодный.

1.Вариант. Многогоризонтное вскрытие пологих пластов вертикальными стволами .

Шахтное поле по падению разделяется на 2 горизонта. Размер каждого горизонта по падению не должен быть более 2000м, а его запасов для разработки должно хватать не менее чем на 15 лет. В данном случае высота горизонта равна 1000м, а срок службы каждого горизонта составляет 26,5 лет.

Ствол первоначально проходят только до отметки первого горизонта, а пласты вскрывают откаточным квершлагом (рис.3). На него отрабатывают запасы бремсберговой части. По мере отработки этих запасов стволы заблаговременно углубляют до второго горизонта, а пласты вновь вскрывают откаточным квершлагом. В связи с этим квершлаги и получили название погоризонтных.

Для проветривания выработок первого горизонта в зависимости от глубины расположения верхней границы шахтного поля от поверхности проводят шурфы, один или несколько фланговых стволов. При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта используется как вентиляционный и проводится вентиляционный ствол до отметки первого горизонта.  Воздух поступает с  вспомогательного ствола в погоризонтные квершлаги и выходит через фланговый вентиляционный ствол.

Транспортировка угля производится с очистных забоев по погоризонтным квершлагам к пунктам погрузки в скипы. Породу поднимают на поверхность по вспомогательному стволу, а материалы, оборудование и людей спускают в шахту.

 

 

Рис.2. Схемы многогоризонтного вскрытия свиты пологих пластов  
вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами

1-главный ствол;

2-углубленная часть главного  ствола;

3-вспомогательный ствол;

4-углубленная часть вспомогательного  ствола;

5-квершлаг I горизонта;

6- квершлаг II горизонта;

7 - фланговые вентиляционные шурфы;

8 - фланговые вентиляционные стволы  II горизонта;

      9 - вентиляционные квершлаги I горизонта

        Для производства углубки стволов необходимо иметь углубочные отделения, оборудованное специальным одноклетевым подъемом с противовесом на большегрузную вагонетку.

Многогоризонтное вскрытие может применяться при любом способе подготовки шахтного поля.

Каждая бремсберговая часть шахтного поля имеет самостоятельный транспортный и подъемный горизонт; только при отработке последней ступени один транспортный горизонт последовательно обслуживает и бремсберговую и уклонную части.

Вскрытие шахтных полей вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами рекомендуется применять при углах наклона пластов до 18° и размерах шахтного поля по падению от 2,5 км и более.

       2.Варинт Вскрытие пластов комбинированным способом (комбинируется главный наклонный ствол и вспомогательный вентиляционный ствол)  (Рис.4.)

По технологическому назначению можно выделить четыре комплекса вскрывающих выработок и сооружений: угольный, породный, вспомогательный и вентиляционный. Комплексы эти могут выполнять только свои непосредственные функции: главный ствол - выдавать уголь, вентиляционный — подавать воздух в шахту и т.д. Однако рационально использовать каждую вскрывающую выработку для выполнения нескольких технологических функций. Так, вертикальный ствол, предназначенный для спуска-подъема людей, материалов и оборудования, служит и для подачи воздуха в шахту.

Главный ствол предназначен для подъема полезного ископаемого и оборудуется ленточными конвейерами. Из вспомогательного производится подъем породы из шахты и спуск оборудования и материалов в шахту, спуск и подъем людей.  Для вспомогательных транспортных операций и вентиляции сооружается вертикальный стол, а для того, чтобы избавиться от трудоемкого и малопроизводительного канатного подъема по наклонным выработкам, проводят этажные квершлаги. 
Комбинированные способы применяют и для вскрытия горизонтальных пластов угля и горючих сланцев, залегающих на расстоянии не более 70—80 м от земной поверхности. Часто комбинированные способы вскрытия встречаются на старых шахтах в результате неоднократной их реконструкции, а также при вскрытии нарушенных месторождений, когда пласты имеют не только переменный угол падения и мощность, но и разбиты многочисленными разрывными нарушениями. 
        Комбинированный способ с применением конвейерного транспорта по наклонному стволу обладает рядом важных преимуществ по сравнению со скиповым подъемом по вертикальному стволу: обеспечивается непрерывное транспортирование угля от очистного забоя до поверхности, что создает предпосылки для применения прогрессивной поточной технологии добычи угля, повышается безопасность работ, упрощается технологическая цепочка транспорта. Его рекомендуется применять на шахтах, разрабатывающих пологие (до 18°) пласты; при вскрытии неглубоко залегающих месторождений при глубине ведения горных работ до 300—350 м при угле наклона стволов не более 16°; на шахтах с годовой производственной мощностью более 1,5—2,0 млн т угля.