Разработка технологических решений при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений брахисинклинального типа

Аннотация

Темой дипломной работы является: "Разработка технологических решений при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений брахисинклинального типа".

Целью работы является обоснование параметров пространственно-планировочных и технологических решений при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений брахисинклинального типа для обеспечения безопасного и эффективного ведения горных работ с минимальными потерями полезного ископаемого в недрах.

Основная идея работы заключается в обеспечении безопасной и эффективной отработки запасов угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальных складок, с минимальными потерями полезного ископаемого за счёт перехода на реализацию прогрессивных пространственно-планировочных и технологических решений на базе системно-упорядоченного синтеза подземной и физико-химической геотехнологий и рационального сочетания комплексно-механизированной, агрегатно-гидравлической, скважинной гидравлической и механо-гидравлической технологий очистных работ.

Дипломная работа содержит 135 страниц, 22 рисунка, 11 таблиц.

The summary

theme of the thesis is: "Development of technological solutions in the design of underground mining reserves of coal deposits brahisinklinalnogo type."aim is to study the parameters of space- planning and technology solutions in the design of underground mining reserves of coal deposits brahisinklinalnogo type for the safe and efficient mining with minimal loss of minerals in the ground.basic idea is to provide a safe and efficient development of reserves of coal seams occurring as brahisinklinalnyh folds , with minimal loss of minerals due to the transition to the progressive realization of the space- planning and engineering solutions based on a system- ordered underground synthesis and physico- chemical and Geotechnology rational combination of complex mechanical , hydraulic - aggregate , downhole hydraulic and mechanical- hydraulic technology sewage works .thesis contains 135 pages, 22 drawing, 11 tables.

Содержание

Введение

. Геологическая часть

.1 Общие сведения об административном и физико-географическом положении шахтного поля шахты "Казанковская"

.2 Стратиграфия

.3 Тектоника

.4 Гидрогеология

.5 Качество углей

.6 Характеристика разведанности месторождения

.7 Угленосность и характеристика угольных пластов

.8 Инженерно-геологические и горно-геологические условия разработке

. Технологическая часть

.1 Режим работы шахты

.2 Производственная мощность шахты

.3 Вскрытие шахтного поля

.4 Технологический комплекс на поверхности

.5 Подготовка пластов в шахтном поле

.6 Система разработки угольных пластов

.7 Технологическая схема очистных работ

.8 Нагрузка на комплексно-механизированный очистной забой

.9 Водоотлив

. Вентиляция шахты

.1 Выбор и обоснование способа и схемы проветривания шахты

.2 Расчет расхода воздуха по выделению углекислого газа

.3 Расчет расхода воздуха по наибольшему числу людей

.4 Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по

пылевому фактору

. Безопасность труда

.1 Анализ опасных и вредных факторов

.2 Меры безопасности при ведении горных работ

.3 Мероприятия по борьбе с пылью

.4 Мероприятия по безопасному ведению работ

.5 План ликвидации аварий

. Экономическая часть

.1 Анализ рынка сбыта продукции. Оценка конкурентоспособности.

.2 Мероприятия по освоению проектной мощности в нормативные сроки

.3 Капитальные вложения

.4 Основные промышленно-производственные фонды и нормируемые оборотные средства

.5 Себестоимость добычи угля

. Технологические решения при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений брахисинклинального типа

.1 Анализ исследований технологических схем разработки угольных месторождений брахисинклинального типа

.1.1 Современные направления развития подземной технологий отработки угольных пластов на шахтах России и за рубежом

.1.2 Анализ способов и схем вскрытия брахисинклинальных складок

.1.3 Анализ технологических схем вскрытия, подготовки и отработки запасов угольных пластов залегающих в виде брахисинклиналей

.2 Разработка вариантов пространственно-планировочных и технологических решений по освоению угольных месторождений брахисинклинального типа6

.2.1 Разработка требования к пространственно-планировочным решениям при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений

.2.2 Систематизация пространственно-планировочных и технологических решений при освоении угольных месторождений брахисинклинального типа

Введение

Современный этап развития технологии подземной угледобычи характеризуется усложнением технологических процессов и применяемого оборудования. Это приводит к тому, что усложняются и сами технологические схемы, они становятся зависимыми от большого количества влияющих горно-геологических и горнотехнических факторов. В процессе начала работ по вскрытию, подготовке, отработке шахтного поля, не говоря уже о дальнейшем долгосрочном сроке службы шахты, поднимается большой ряд вопросов технического характера связанных с особенностью рельефа местности, геологического строения пластов, газоносности пластов, а также наличия грунтовых вод и других факторов, которые в значительной степени повлияют на выбор способов: проведения выработок, их крепления и дальнейшего поддержания; отработки пластов и безопасного ведения горных работ.

Разнообразие горно-геологических и горнотехнических условий разработки месторождений определяет многообразие самих составных элементов. Таким образом, из большого количества элементов может быть составлена определенная последовательность, позволяющая осуществить поставленную цель - добычу угля. При выполнении дипломной работы уделено большое внимание техническому прогрессу в угольной промышленности, использование новейшие достижения в области научного проектирования, опыт передовиков производства.

1. Геологическая часть

1.1 Общие сведения об административном и физико-географическом положении шахтного поля шахты "Казанковская"

Успенская брахисинклиналь находится в юго-западной части Ерунаковского угленосного района. На ее площади разведано два участка: Казанковский, расположенный в южной части складки, и Успенский. Административно участки входят в состав Кузнецкого района Кемеровской области. Районный центр - город Новокузнецк - находится в 30-35 км южнее Казанковского участка.

Ерунаковский угленосный район расположен в центральной части Кузнецкого бассейна, является богатейшим угленосным районом, с прогнозными запасами каменного угля до гор. - 300 м порядка 60 млрд. тонн.

Согласно "Генеральной схемы развития угольной промышленности Кузбасса от 1986 г" в районе заложено 9 шахт и 6 разрезов на общую производственную мощность 124 млн. т в год. На участках Успенской бахисинклинали по этому проекту заложена крупная шахта "Казанковская " мощностью 1,5 млн т в год. В настоящее успешно осваивается район, построены общерайонные объекты.

Каких-либо других промышленных предприятий вблизи от границ участка нет. До действующих предприятий проложены автомобильные технологические дороги со щебеночным покрытием и построены собственные ЛЭП. Тепло- и водоснабжение предприятий осуществляется от индивидуальных котельных и водозаборов. Жилых поселков и каких-либо комплексов ЖКХ предприятия не имеют. Основная масса трудящихся проживает в г. Новокузнецке, откуда к месту работы и обратно доставляется автомобильным транспортом.

Связь района и разрабатываемых участков осуществляется по железнодорожной ветке Артышта-Томусинская, проходящей по южной границе участка "Казанковского".

В геоморфологическом отношении участок расположен на водоразделе рек Ускат, ЕланныйНарык и Тагарыш. Поверхность участка имеет резко выраженный холмистый характер с постоянными и временными водостоками, с долинами, поросшими кустарниковой растительностью и редкими березовыми рощами.

Климат района резко континентальный с колебаниями от -47.5⁰С в декабре до +35.5⁰С в июле. Амплитуда колебаний за год достигает 83⁰С. Безморозный период составляет , в среднем, 120 дней. Морозы начинаются в сентябре и держатся до середины - конца мая. Среднегодовое количество осадков 514 мм, снеговой покров от 0.5 до 1.8 м, в зависимости от этого изменяется и глубина промерзания от 0.35 до 2.4 м. преобладающее направление ветров северо-восточное и юго-западное.

Угли пластов участка исследовались на содержание редких элементов. Среднее содержание германия в углях составляет 1.31 - 1.82 г/т сухого топлива, галия - 1.91 - 2.42 г/т сухого топлива.Среднее содержание в углях собственно "малых" и редких элементов - меди, кобальта, никеля, ниобия, ванадия, серебра, а также промышленных концентраций не имеют.

Из вредных компонентов, представляющих потенциальную опасность заражения окружающей седы и для здоровья рабочих изучались мышьяк, ртуть, хлор. Согласно инструкции по изучению токсичных компонентов при разведке угольных и сланцевых месторождений, эти элементы повышенных концентраций по шахтному полю не имеют - угли не токсичны.

Кроме каменных углей на площади шахтного поля имеется сырье для производства строительных материалов. Суглинки и глины могут использоваться для производства кирпича, черепицы, пустотелых блоков, дренажных труб, а также керамзитного гравия и песка при условии обязательной предварительной обработки. Песчаники могут использоваться в качестве бутового камня и наполнителя в бетонных смесях, но недостаточный объем опробования не позволяет рекомендовать их к использованию в указанных направлениях. Алевролиты изучались как сырье для получения керамзита. Учитывая результаты испытаний алевролиты можно использовать как сырье для получения керамзита.

1.2 Стратиграфия

В геологическом строении Ерунаковского геолого-экономического района принимают участие кольчугинская, мальцевская, табраганская серии осадков повсеместно перекрытых мощным чехлом четвертичных отложений.

Промышленная угленосность шахтного поля связана с отложениями верхнепермского возраста Р₂. Отложения верхней перми представлены отложениями кольчугинской серии.

Кольчугинская серияР₂kl сложена ретмичным чередованием мелко- и среднезернистых песчаников, алевролитов, углей. В пределах горного отвода шахты в составе этой серии распространены угленосные отложения ерунаковскойподсерииР₂er.

Углесодержащими являются кузнецкая,ильинскаяи ерунаковскаясвиты кольчугинской серии.

Кузнецкая свитаР₂krпредставлена переслаиванием разнозернистых алевролитов и мелкозернистых песчаников с явным преобладанием в разрезе глинистых разностей.

Ильинская свитаР₂irпредставлена переслаиванием песчаников и алевролитов, включающих пласты углей. Алевролиты мелкие и среднезернистые залегают невыдержанными по мощности и литологическому составу слоями, по падению и простиранию часто замещаются песчаниками тонко и мелкозернистыми, иногда частым переслаиванием алевролитов и песчаников.

Ерунаковская свита Р₂er представлена мелкозернистыми песчаниками и алевролитами. Алевролиты залегают невыдержанными по мощности слоями.

Мощность четвертичных отложений меняется от 1 - 10 м в долинах рек и логах, и до 50 м на водоразделах. В долинах рек коренные породы часто перекрыты галечниками.

Рис. 1.1. Стратиграфическая колонка угленосных отложений поля шахты "Казанковская"

1.3 Тектоника

Продуктивные отложения поля шахты Казанковской слагают крупную Успенскую брахисинклинальную складку с простиранием оси с северо-запада на юго-восток.

Максимальное погружение оси отмечается в районе IX разведочной линии. Складка асимметрична. Углы падения юго-западного крыла достигают 70⁰, северо-восточного 20 - 34⁰. Пласты залегают в ядре Успенской брахисинклинали. Крылья складки дислоцированы крупными взбросами на юго-западе Иганинским, на северо-востоке Успенским. Пласты угля в зоне взбросов сильно нарушены дополнительной складчатостью. Центральная часть складки имеет относительно спокойное пологое залегание пластов, особенно на северо-востоке крыла.

1.4 Гидрогеология

Основной дренирующей артерией всего Ерунаковского района является река Томь. Режим реки характеризуется следующими данными: максимальный расход воды - 900 м³/с; ледоход с 3 по 8 мая; ледостав в конце ноября.

В пределах Казанковского участка протекает река Салаир, пересекающая по диагонали территорию участка впадающая в реку Томь у деревни Казанково. Река имеет несколько притоков (слабых ручьев) с хорошо разработанными долинами. Максимальный (весенний) расход воды 2 - 3,5 м³/с, минимальный 0,0009 м³/с, ледоходов не бывает, паводок проходит раньше, нежели оттаивает почва и подстилающие ее грунты.

Геологоразведочными работами установлено, что в пределах участка выделяется два основных типа вод:

а) воды четвертичных отложений,

б) воды пермских отложений.

Воды четвертичных отложений приурочены к рыхлой толще осадков, мощность которых на большей части территории участка - 35 м. на водораздельных пространствах осадки представлены в большей части суглинками с небольшими линзами супеси и глин, с различными фильтрационными свойствами. Какой-либо закономерности в чередовании слоев не выяснено, поэтому лишь по индивидуальным наблюдениям установлено, что появление в весенний период и после длительных дождей по бортам логов и долин речек, нисходящих источников с рассеянным выходом, связано с подземными водами типа "верховодки". В сухое время года "верховодка" исчезает, источники прекращают свою деятельность.

Питание четвертичных отложений в процессе их вскрытия горными выработками в силу непостоянства и низких фильтрационных свойств на условия проходки не окажут отрицательного влияния.

Водоносный комплекс пермских отложений связан с осадками верхней перми, которые литологически представлены переслаиванием песчаников, алевролитов, реже аргиллитов и пластами угля.

Наибольшей выдержанностью отмечаются песчаники между пластами Тагарышскими 34 и 35 мощностью до 40 м с глубиной погружения в центре брахисинклинали до 340 м.

Наибольшими значениями удельного дебита 1,63 л/с характеризуется песчаниками в кровле Тагарышского 35.

На площади выделяется водоносный горизонт, приуроченный к песчаникам в кровле и почве пластов Тагарышских 34 и 35. По мере погружения пласта увеличивается обводненность пород.

В целом в верхней наиболее обводненной зоне пород интенсивной трещиноватости может иметь место весьма сложная гидродинамическая зависимость как с водами четвертичных отложений, так и с нижележащей зоной затухающей трещиноватости.

В пределах водоразделов воды зоны интенсивной трещиноватости являются безнапорными с положением уровня на 10 - 25 м ниже дневной поверхности. В депрессиях рельефа они напорные или слабонапорные с величиной подъема уровня в 1-5 м над поверхностью земли. Питание осуществляется за счет атмосферных осадков. Разгрузка происходит в местную речную сеть.

Таким образом, наиболее обводненными в зоне интенсивной трещиноватости являются крупные слои песчаников и пласты углей.

Эта водоносная зона будет оказывать наиболее неблагоприятные влияния на условия отработки углей.

По химическому составу подземные воды пермского водоносного комплекса к типу гидрокарбонатно-калиевого, магниево-натриевыхили смешанных по катионному составу, жесткие или умеренно-жесткие (5-9 мг-экв/дм³) с минерализацией до 1-1,5 г/дм³.

Из анионов преобладают гидрокарбонаты, содержание которых меняется от 70 до 300 мг/дм³. Остальные анионы содержаться в недостаточных количествах. Из катионов превалирует натрий. Содержание его меняется от 80-100 до3000 мг/дм³.

По отношению к металлу и бетону воды некоррозирующие и неагрессивные. Воды пригодны для хозяйственно-питьевых целей.

1.5 Качество углей

В соответствии со стратиграфической схемой Кузнецкого бассейна 1979 года продуктивные отложения участка представлены осадками ленинской свиты ильинскойподсерии и нижней частью разреза грамотеинской свиты ерунаковскойподсериикольчугинской серии верхней перми.

Угли участка марки Г, со средней зольностью 12,4 % и теплотой сгорания, колеблющейся в пределах от 32,8 МДж/кг до 36,2 МДж/кг. Среднее содержание серы 0,87 %.

Таблица 1.1. Характеристика качества углей

Индексы пласта	Марка угля	Зольность Аd,%	Выход летучих веществ Vdaf, %	Влага аналитическая Wa, %	Теплота сгорания Qri, МДж/кг	Толщина пластического слоя у, мм	Содер-жание серы Std,%
34	Г	7,2	36,6	1,5	35,7	9	0,72
35	Г	10,5	36,1	3,2	33,5	8	0,93
36	Г	16,3	36,4	2,8	32,8	9	1,17
37	Г	8,7	35,9	2,2	36,2	9	0,62

1.6 Характеристика разведанности месторождения

Согласно геологическому отчету о детальной разведке по сложности геологического строения участок в целом относится к Iгруппе месторождений - простого строения, с выдержанной мощностью и строением угольных пластов и качества угля.

Разведанные запасы соответствуют категориям А, В и С₁. Общее количество запасов по чистым пачкам по пластам Тагарышским 36, 35, 34 составляет 39 897 тыс. тонн, в том числе по категориям:

А - 31 132 тыс. тонн (78 %)

В - 5 012 тыс. тонн (13%)

С₁ - 3 753 тыс. тонн (9%).

1.7 Угленосность и характеристика угольных пластов

Успенская брахисинклиналь представляет собой многопластовое месторождение закрытого типа с благоприятной синклинальной структурой. Верхние пласты структуры находятся в сравнительно простых геолого-гидрологических условиях. Угленосные отложения Успенской брахисинклинали включают 46 пластов угля. Коэффициент рабочей угленосности в статиграфическом разрезе изменяется: казанков-маркинской свиты от 0,5 до 1,5 %, ускатской свиты от 2,6 до 3,9 %, ленинской свиты от 4,1 до 4,8 %. Пласт Тагарышский 34 располагается в 84 - 98 м стратиграфически ниже пласта 35 при увеличении расстояния с севера на юг. Пласт отнесен к выдержанным, имеет среднюю мощность 2,76 м при колебаниях от 2,17 до 3,23 м. пласт характеризуется сложным строением, состоит преимущественно из 2 - 3 пачек, реже имеет простое строение. Породные прослои в основном маломощные, от 0,01 до 0,37 м, представлены алевролитами, реже углистыми алевролитами.

Таблица 1.2. Характеристика пластов угля

Наименование пласта	Марка угля	Подсчет- ная мощность пласта, м	Нормальное расстоя- ние от нижнего пласта, м	Строение пласта	Степень устойчи-вости	Вмещающие породы
						кровли	почвы
34	Г	2,17-3,23 (2,76)	84-98	Пласт характери-зуется сложным строением, состоит из 2-3 пачек, мощность породных прослоев 0,01-0,37м	Устойчив	Алевро-лит, реже песчаник	Пересла-ивание песчани-ка и алевро-лита с пропласт-ками угля мощ-ностью 0,2-0,5м
35	Г	2,15-3,52 (3,05)	105	Пласт характери-зуется сложным строением, состоит из 3-4 пачек, мощность породных прослоев 0,25-0,30м	Устойчив	Алевро-лит, реже песчаник	Алевро-лит, реже песчаник
36	Г	1,0-3,05 (2,04)	100	Пласт характери-зуетсяпростым строением	Устойчив	Алевро-лит	Алевро-лит
37	Г	3,24-4,36 (4,04)	80	Пласт характери-зуется простым строением	Устойчив	Алевро-лит	Алевро-лит

1.8 Инженерно-геологические и горно-геологические условия разработке

Условия отработки угольных пластов подземным способом представляется довольно простым.

Устойчивость пород в почве и кровле оценивается удовлетворительной, за исключением толщ пород с толщ пород с повышенной трещиноватостью в зоне поверхностного выветривания, где породы отличаются значительно пониженными прочностными параметрами, неустойчивы в кровле и почве пластов и склонны к размоканию.

По физико-механическим свойствам и инженерно-геологическим особенностям в пределах участка выделяются три группы пород:

неогено-четвертичные рыхлые отложения;

пермские угленосные отложения, затронутые выветриванием;

пермские угленосные отложения, не затронутые выветриванием.

Рыхлые отложения, за редким исключением развиты на всей площади участка. Минимальная их мощность (0 - 5 м) приурочена к логам и долинам рек. Максимальная - к водоразделам. Наибольшую мощность (до 40 м) наносы имеют на водоразделах в южной части участка. На остальной площади мощность наносов на водоразделах не превышает 20 м. Отложения представлены суглинками, глинами, песками, галечниками.

Суглинки от светло- до тёмно-жёлтого и от буровато-серого до тёмно-серого цвета, плотные, нередко с примесью щебня, дресвы и алевролитовой гальки. При бурении зачастую размываются.

Глины зеленовато-серого, серого цвета со щебёнкой алевролита размером до 0.01 ми галечника, вязкие. Очень плотные. Имеют ограниченное распространение.

Галечники приурочены к основанию наносов. Развиты в долинах рек Томь и Еланый Нарык. Их мощность колеблется от 2 до 13 м. Обломки представлены кварцитами, кремнями, породами кислого состава размером от 0.02 до 0.10 м с глинисто-песчанистым заполнителем.

Породы пермских отложений представлены песчаниками, разнозернистыми алевролитами, аргиллитами, взаимопереходными разностями, углистыми алевролитами, мощность слоев колеблется от нескольких сантиметров до нескольких десятков метров.

Песчаники в основном мелко- и среднезернистые, полимиктовые, от светло- до тёмно-серых, с массивной и слоистой текстурой. Слоистость горизонтальная, косая, прерывистая, реже волнистая за счёт включения детрита и смене гранулометрического состава. Слои песчаника содержат включения линз угля, прослойков алевролита мощностью от 0.10 до 0.50 м. Часто встречаются прожилки кальцита и сидеритизированные слои, а также прослои гравелитов. Размер гальки достигает 15 см. Песчаник в основном крепкий. Предел прочности на одноосное сжатие колеблется от 40 до 78 МПа. По минерализованным интервалам он превышает 100 МПа, а по трещиноватым интервалам снижается до 15 МПа.

Алевролиты тёмно-серого и серого цвета с тонкой горизонтальной, волнистой, косой слоистостью, обусловленной детритом и гранулометрическим составом. Часто встречаются слои сидеритизированного алевролита и прожилки кальцита. По составу обломков алевролиты относятся к полимиктовым. Предел прочности на одноосное сжатие находится в пределах 25-53 МПа. По сидеритизированным интервалам достигает 163 МПа, а по трещиноватым -1.5 МПа.

Аргиллиты от тёмно-серого до чёрного цвета с отпечатками растений и сидеритизированными прослойками, участками пиритизированный. Излом раковистый. Предел прочности на одноосное сжатие не превышает 25 МПа.

Углистые породы представлены аргиллитами и алевролитами с повышенным содержанием угольного вещества. В пределах участка пользуются незначительным распространением и приурочены в основном к кровле и почве угольных пластов в виде мощных прослоев и линз, мощностью 0.05-0.40 м. Микроскопически это тёмно-серые чёрного цвета осадочные породы, в которых угольное вещество содержится в рассеянном виде или в форме линзовидных прослойков. По ФМС они занимают промежуточное положение между углями и аргиллитами, характеризуются как наиболее слабые породы участка.

Угли участка полублестящие и блестящие, полуматовые иногда полосчатые за счёт переслаивания различных разностей. Крепкие, хрупкие, с налётами пирита и прожилками кальцита.

Породы пермских отложений в верхней части разреза затронуты выветриванием. Мощность зоны выветривания колеблется от 30 м в долинах рек и логов до 60 м на водоразделах от нижней границы рыхлых отложений. По интенсивности выветривания можно выделить три подзоны. Первая - характеризуется интенсивным окислением углей: они превращены в сажу. Коренные породы по прочностным свойствам приближаются к рыхлым отложениям. Мощность этой подзоны достигает 12 м. Вторая подзона распространяется на глубину 20-40 метров от поверхности коренных пород. Визуально породы этой подзоны отличаются бурым и желтовато-бурым оттенком, обусловленным гидроокислами железа. Породы разбиты сетью секущих и послойных трещин. Прочность пород по сравнению с невыветренными уменьшается в 2 - 2.5 раза, увеличивается их пористость и влажность. Ниже этой подзоны до глубины 30 - 60 м от нижней границы наносов трещиноватость пород значительно ослабевает, внешние признаки выветривания постепенно исчезают, прочность пород повышается, а по отдельным интервалам приближается к показателям невыветренных пород.

Гидрогеологические условия шахтного поля сложные. Сложность вызвана наличием повышено обводненных отложений ленинской свиты. Наиболее обводненными являются слои песчаников в зоне интенсивной трещиноватости и особенно под логами. К водоразделам водообильность отложений уменьшается, ниже зоны интенсивной трещиноватости - 110 м, породы практически неводоносны.

Для улучшения условий отработки угля ленинской свиты необходимо предварительное осушение.

Газоносность угольных пластов невысокая.Газоносность угольных пластов невысокая. Наиболее газоносным является пласт 34, на котором газоносность достигает 12,2 м³/т.

Все литологические типы пород типы пород, залегающие в угленосных отложениях имеют в своем составе от 10% до 40% двуокиси кремния и, следовательно, являются силикозоопасными.

Угли пластов, принятых к отработке на участке, склонны к самовозгоранию.

Согласно "Прогноза потенциальной выбросоопасности угольных пластов поля шахты "Казанковская" в Ерунаковском районе Кузбасса", угольные пласты Тагарышские 35, 34в пределах Успенской брахисинклинали залегают выше критической глубины появления внезапных выбросов угля и газа и могут разрабатываться без прогноза выбросоопасности и способов предотвращения внезапных выбросов.

Пласт 35 был отнесен к угрожаемым по горным ударам.

Склонность пласта 35 к удароопасности рассматривалась заново, исходя из следующих соображений.

При брахисинклинальном залегании пластов, донная часть пласта 35 находится на глубине 210-220 м от поверхности, а стратиграфически пласт 35 залегает выше пласта 34, который не является опасным по горным ударам, на 90 м.

Учитывая стратиграфическое положение пласта и прогнозируемую глубину возможного возникновения горных ударов в особо сложных условиях, принятую равной 320 м, пришли к выводу о возможности исключения пласта 35 из числа угрожаемых по горным ударам.

Изучения теплового режима горного массива шахтного поля выполнялось на основе прямых замеров температуры в скважинах при проведении ГИС и построении диаграмм ее изменения с глубиной. При всех замерах отрицательных значений температур не обнаружено.

По результатам замеров нагор. ±0,0 м, являющегося нижней границей шахтного поля средняя температура горного массива составляет +13,7⁰С.

В целом тепловой режим типичен для центральной части Кузбасса. Геотермический градиент, т.е. приращение температуры с увеличением глубины на 100 м, в среднем составляет 2,7 ⁰С, а геотермическая ступень - интервал глубин, отвечающий возрастанию температуры на 1 ⁰С равен 37 м.

2. Технологическая часть

2.1 Режим работы шахты

Для обеспечения производственной мощности шахты принят следующий режим работ шахты:

. Число рабочих дней в году для шахты 355, в том числе 300 дней по добыче и 55 дней на перемонтаж механизированного очистного комплекса.

. Пятидневная рабочая неделя для трудящихся с одним общим выходным днем и одним выходным днем по скользящему графику.

. Продолжительность рабочей смены:

• на подземные работы - 6 часов;

• на поверхности - 8 часов.

. Количество рабочих смен в сутки:

• в очистном забое - три по добыче и одна ремонтно-подготовительная;

• в подготовительных забоях - три по проведению горных выработок и одна ремонтно-подготовительная;

• на поверхности - три смены.

2.2 Производственная мощность шахты

 

Одним из основных критериев, определяющих экономическую эффективность отработки запасов является производственная нагрузка на очистной забой (т/сут). Для расчета производственной мощности шахты воспользуемся формулой профессора А.С. Малкина.

где:

 - надёжность технологической цепи шахты: очистной забой - подземный транспорт - подъём - поверхность шахты.

 = 0,8-0,9 - при блоковой отработке шахтного поля, панельной (погоризонтной) схеме подготовки, вертикальном подъеме;

= 0,75-0,85 - при индивидуальной (не блоковой) отработке шахтного поля, панельной схеме подготовки, вертикальном подъёме;

= 0,7-0,8 - при индивидуальной отработке шахтного поля, панельной схеме подготовки, наклонном подъёме, фланговой схеме вентиляции;

= 0,6-0,75 - при индивидуальной отработке шахтного поля, этажной схеме подготовки, вертикальном подъёме.

 - число пластов, принятых к одновременной отработке;

- число угольных пластов в шахтном поле;

 - коэффициент, учитывающий устойчивость кровли;

= 0,06 - значение коэффициента при неустойчивой кровле;

= 0,08 - значение коэффициента при среднеустойчивой кровле;

= 0,10 - значение коэффициента при устойчивой кровле;

 - коэффициент, учитывающий крепость почвы;

 = 0,01 - при крепости почвы f = 4;

 = 0,015 - при крепости почвы f = 5-6;

 = 0,02 - при крепости почвы f > 7;

 - коэффициент, учитывающий нарушенность запасов в шахтном поле; = 0,1-0,5;

 - объём нарушенных (в разной степени) запасов в шахтном поле, тыс.т.

- объём промышленных запасов, тыс. т.

- коэффициент дегазации угольных запасов; = 0-0,6

 - продуктивная (природная за вычетом остаточной) газоносность угольных пластов, м³/т

 - относительная газообильность шахты, характерная для шахт данного региона угледобывающего бассейна, м³/т

 - месячная нагрузка на очистной забой при средней мощности одновременно разрабатываемых пластов, т/мес.

где:

 - длина лавы, м.

 - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов, м.

где:  - мощность i-того пласта в шахтном поле;

 - суточное подвигание очистного забоя, м.

 - плотность угля, т/м^З.

 - коэффициент извлечения угля по системе разработки

= 0,9-0,98;

 - число рабочих дней в месяце;

 - средняя мощность угольных пластов в шахтном поле, м

 - суммарная мощность всех пластов в шахтном поле, принятых к отработке, м

 - суммарная мощность всех одновременно разрабатываемых пластов, м.

 - глубина верхней границы шахтного поля, м

 - глубина нижней границы шахтного поля, м

При определении производственной мощности ш. "Казанковская" по вышеуказанной методике учитывался также прогноз объемов спроса на продукцию шахты и возможные объемы добычи угля с учетом развития горно-капитальных работ, строительства поверхностных сооружений и технического перевооружения предприятия. Кроме этого учитывается экономическая ситуация на шахте.

С учетом вышесказанного предусмотрено развитие горных работ на шахте "Казанковская", обеспечивающее производственную мощность 1,5 млн. тонн в год.

2.3 Вскрытие шахтного поля

Вскрытием месторождения или шахтного поля называют проведение комплекса вскрывающих выработок, которые открывают доступ с поверхности к полезному ископаемому и обеспечивают возможность проведения основных подготовительных выработок.

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 выработок;

минимальные первоначальные капитальные затраты на вскрытие месторождения и строительство 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;

концентрацию производства и грузопотоков и преимущественное применение конвейерного транспорта;

максимальную производительность труда при минимальной себестоимости 1 т угля;

эффективное проветривание горных выработок.

Классификация схем и способов вскрытия

Шахтные поля вскрывают различными способами в зависимости от целого ряда геологических, горнотехнических и экономических факторов:

• формы и размеров шахтного поля;

• мощности и углов падения пластов;

• числа рабочих пластов в шахтном поле и расстояния между ними;

• глубины залегания пластов от поверхности и ее рельефа;

• нарушенности месторождения;

• газоносности пластов;

• производственной мощности шахты и срок ее службы;

• марочного состава углей и применяемой технологии и техники.

Учет влияния перечисленных факторов должен быть комплексным и при этом необходимо стремиться к тому, чтобы выбранные схема и способ вскрытия обеспечивали максимальную производительность труда при минимальной себестоимости 1 т угля. Этого возможно достичь при выполнении ряда требований в период строительства и особенно эксплуатации шахты. К важнейшим из них следует отнести:

·    минимальные первоначальные капитальные затраты и сроки строительства шахты;

·        концентрацию производства т.е., увеличение производственной мощности шахты, увеличение до максимальной нагрузки на очистной забой и на пласт при ограниченном числе одновременно разрабатываемых пластов;

·        минимальный объем вскрывающих горных выработок;

·        однотипность транспорта по всем горным выработкам;

·    сокращение протяженности поддерживаемых горных выработок путем интенсификации очистных работ и периодического обновления горного хозяйства шахты за счет реконструкции;

·    эффективное проветривание горных выработок горных выработок при полном соблюдении правил безопасности и охраны труда.

В зависимости от конкретных условий залегания и числа пластов способы вскрытия шахтных полей различают по:

·    типу главной вскрывающей выработки, проходимой с поверхности;

·        расположению главной вскрывающей выработки относительно пласта и элементов его залегания;

·        числу транспортных горизонтов в шахтном поле;

·        наличию и типу вспомогательных вскрывающих выработок.

Различают следующие типы главных вскрывающих горных выработок:

·    вертикальные стволы;

·        наклонные стволы;

·        штольни;

·        шурфы и скважины большого диаметра.

Для вскрытия шахтных полей в классическом варианте в сочетании с вертикальными (наклонными) стволами или штольнями используются капитальные или погоризонтные квершлаги. При этом в случае использования капитального квершлага обычно говорят об одногоризонтном вскрытии. При применении данного способа вскрытия шахтное поле отрабатывается без деления на части (горизонты) по падению. Главный ствол проходится до уровня подъемного горизонта и далее не углубляется, при этом капитальный квершлаг, проводимый на уровне подъемного горизонта, эксплуатируется в течение всего срока службы шахты. Воспроизводство вскрытых запасов угля осуществляется в этот период лишь путем проведения капитального квершлага на длину, необходимую для вскрытия очередного пласта или группы пластов.

Одногоризонтное вскрытие шахтных полей является наиболее эффективным с точки зрения эффективности показателей воспроизводства запасов, однако область его применения ограничена шахтами небольшой производственной мощности при отработке достаточно угленасыщенных месторождений. Во всех других случаях разработка наклонных угольных пластов возможна только при многоризонтном вскрытии шахтных полей с последующей отработкой на нескольких горизонтах. При многоризонтном вскрытии в период строительства шахты главный и вспомогательный стволы проходят до уровня первого подъемного горизонта, затем погоризонтными квершлагами вскрываются пласты, предназначенные для первоочередной отработки. Последующее воспроизводство вскрытых запасов на первом горизонте осуществляют путем проведения погоризонтных квершлагов для вскрытия очередной группы пластов, пока не будет отработана вся свита. К этому моменту, в соответствии с требованиями технологически правильного и упорядоченного порядка ведения горных работ, должны быть вскрыты запасы на втором горизонте путем углубки действующих стволов, а в необходимых случаях и проходки новых, а также проведены погоризонтные квершлаги для вскрытия первоочередной группы пластов на новом горизонте (строительство нового горизонта). В дальнейшем циклы работ по воспроизводству вскрытых запасов повторяются до полного исчерпания всех запасов в шахтном поле на нескольких горизонтах. Следует отметить, что многогоризонтное вскрытие шахтных полей, обеспечивая достаточно большой срок службы шахты, постоянно требует цикличного проведения перманентных, с периодичностью в 10-20 лет, капиталоемких работ по строительству новых горизонтов, в связи с чем, на многих шахтах, описанная технологическая схема многогоризонтного вскрытия реализуется лишь частично. В результате снижения объемов проходки и темпов углубки вертикальных стволов на многих шахтах основных угледобывающих бассейнов уровень подъемных горизонтов "завис" над уровнем горных работ. Образовавшийся разрыв между глубиной ведения горных работ и уровнем подъемного горизонта по вертикали достиг на ряде шахт пятисот и более метров, в результате чего развитие горных работ перешло в формирование многоступенчатых уклонных полей со всеми вытекающими отрицательными последствиями в области транспорта, вентиляции, водоотлива, поддержания гораздо больше требуемой топологии сети горных выработок и т.д.

При выборе вариантов вскрытия был учтен ряд осложняющих факторов присущих рассматриваемому участку. Успенская брахисинклиналь находится в юго-западной части Ерунаковского угленосного района. Казанковский участок расположен в южной части складки на расстоянии 30 - 35 км от города Новокузнецка.

В геоморфологическом отношении участок расположен на водоразделе рек Ускат, Еланый Нарык, Тагарыш. Поверхность участка имеет резко выраженный холмистый характер с постоянными и временными водостоками с долинами поросшими кустарниковой растительностью и редкими березовыми рощами.

Пласты Тагарышкие 37 - 34 залегают в ядре Успенской брахисинклинали на площади 6,2 км². Крылья складки дислоцированы крупными взбросами на юго-западе и северо-востоке. Пласты угля в зоне взбросов сильно нарушены дополнительной складчатостью. Центральная часть складки имеет относительно спокойное пологое залегание пластов, особенно на северо-восточном крыле. По данным разведке, отрабатываемые пласты Тагарышские 35 и 34 имеют одно тектоническое нарушение.

Исходя из данных горно-геологических условий, принимаем схему вскрытия пласта 34 тремя наклонными стволами: путевым, конвейерным и людским. Наклонные стволы проводим под углом 2-13⁰. Стволы располагаются у юго-восточной границы шахтного поля.

Достоинства вскрытия пластов наклонными стволами:

относительно небольшие первоначальные затраты, связанные со вскрытием шахтного поля и оборудованием поверхности;

быстрый ввод шахты в эксплуатацию. Исследования показывают, что срок строительства шахты с наклонными стволами примерно на 20-30 % меньше, а затраты на 30 % ниже, чем при сооружении в аналогичных условиях шахты с вертикальными стволами. Однако объем горных работ за весь срок службы шахты при вскрытии наклонными стволами несколько больше, чем вертикальными стволами (на 13-15%);

при проходке стволов по пласту имеется возможность получения дополнительных геологоразведочных данных и использования попутно добытого угля для нужд строительства, что особенно важно в условиях малообжитых безлесных районов;

упрощенная схема подземного транспорта; в результате средняя его трудоемкость, отнесенная к 1000 т суточной добычи, при наличии одной ступени в транспорте на шахтах с наклонными стволами на 25 % меньше, чем при вертикальных стволах;

возможность полной конвейеризации транспортирования от забоя до поверхности горной массы (рядового угля с примесью породы кусками размером 25 мм и более, содержание которых превышает установленные нормы).

К недостаткам рассматриваемого способа вскрытия относятся:

значительные расходы на поддержание наклонных стволов вследствие большей их длины по сравнению с вертикальными, пройденными на ту же глубину, а также более сильного проявления горного давления вмещающих пород;

большое сопротивление крепи наклонных стволов движению воздуха;

ограниченная пропускная способность вспомогательного канатного подъема по наклонным стволам по сравнению с вертикальными в связи с большей их длиной, меньшей допустимой скоростью движения подъемных сосудов. Применять способ вскрытия наклонными стволами целесообразно в условиях, когда выход пласта прикрыт наносами незначительной мощности (до 50-70 м), в наносах отсутствуют плывуны, залегание пластов спокойнее, угол наклона пластов до 25°.

Конвейерный наклонный ствол предназначен для транспортировки угля из шахты на поверхность. Конвейерный наклонный ствол оборудуется пятью конвейерами 1ЛУ-120, дорогой ДМКМ и противопожарным трубопроводом.

Таблица 2.1. Техническая характеристика ленточного конвейера 1ЛУ-120

Длина транспортирования при максимальной производительности / горизонтальной установке:	650/1200
Суммарная мощность привода, кВт:	2x250/ 4x250
Напряжение электрической сети, В:	660
Крупность кусков породы, мм, не более:	300
Диаметр барабана/ролика, мм:	/152
Приемная способность, м3/мин:	630/815
Скорость движения ленты, м/сек:	2,0/3,15
Ширина ленты, мм:	1200
Производительность, т/ч:	850/1100

Путевой наклонный ствол предназначен для подачи свежего воздуха и вспомогательных операций по доставке оборудования, материалов и оборудуется дорогой ДКН-4. По путевому стволу прокладываются: рельсовый путь на колею 900 мм, водоотливные трубы, противопожарный трубопровод, телефонный провод.

Людской наклонный ствол служит для подачи свежего воздуха и перевозки людей, оборудуется дорогой МДК и противопожарным трубопроводом.

Площади сечений путевого и людского ствола принимаем по 19,0-19,2 м² в свету с использованием их для подачи свежего воздуха в шахту при максимальном количестве 140 м³/с.

В процессе проходки по предложению ПО "Южкузбассуголь" институт "Кузбассгипрошахт" согласовал уменьшение сечения стволов - путевого до 11,3 м², людского до 12,2 м² в свету.

Институтом ВостНИИ была рассмотрена пропускная способность вентиляционной системы при уменьшении сечения путевого и людского стволов и сделаны следующие выводы:

при Q = 175 м³/с режим работы будет находиться в зоне промышленного использования с достаточным запасом по депрессии и производительности;

скорости движения воздуха по стволам будут находиться в пределах, регламентированных ПБ.

Наклонные стволы проведены с помощью комбайнов с креплением на всем протяжении огнестойкой крепью с полным заполнением закрепленного пространства песчано-цементным раствором.

2.4 Технологический комплекс на поверхности

Технологический комплекс на поверхности предназначен для приема и обработке энергетического угля марки Г в объеме 1500 тыс. тонн в год.

Транспортирование и обработка угля на технологическом комплексе приняты одной транспортно-технологической линией с производительностью оборудования 820 т/час, соответствующей максимальной производительности конвейерного транспорта из шахты.

Проектом принимаем технологический комплекс с закрытым складом угля облегченного типа с вантовым покрытием.

Надшахтные здания конвейерного и вентиляционного стволов сблокированы с механическим цехом в единый блок сооружений. Уголь из шахты выдается ленточным конвейером 1ЛУ-120, в секцию наклонного конвейерного ствола, где выполняются следующие технологические операции:

выборка из горной массы металлических предметов подвесным железоотделителем П-160,

разделение горной массы на классы 0-150 мм, +150 мм на колосниковом грохоте,

дробление угля класса +150 мм до 150 мм с помощью дробилки барабанной ДБ-28,

механизированная выборка посторонних предметов и породы из класса +150 мм с помощью дробилки барабанной ДБ-28.

Из секции наклонного конвейерного ствола порода и посторонние предметы ленточным конвейером В-1000 транспортируется в здание породного бункера, где из породы отделяются посторонние предметы, а чистая порода аккумулируется в бункере емкостью 60 тонн. Из бункера порода разгружается качающимся питателем ПКТ-10 в автотранспорт и вывозится в отвал.

Уголь класса 0-150 мм ленточным конвейером В-1400 транспортируется из секции наклонного конвейерного ствола в закрытый склад емкостью 8 тыс. т.

Сооружение склада представляет собой конусный штабель угля, заполнение которого осуществляется с помощью стационарного ленточного конвейера.

Погрузка угля в железнодорожные полувагоны производится погрузочным устройством УП-Р. Интенсивность погрузки 1000 т/ч. Погрузка производится с использованием платформенных весов В02003. Для передвижения вагонов при погрузке служит маневровое устройство МУ-25АМП.

2.5 Подготовка пластов в шахтном поле

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.

При строительстве шахт рекомендуется принимать следующие схемы подготовки пластов:

погоризонтную - на необводненных пластах с углами падения до 10º 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;

панельную - для пластов с углами падения от 10 до 25º при любой их мощности и обводненности, а также для водообильных пластов любой мощности с углами падения менее 10º как в бремсберговых, так и в уклонных частях шахтного поля;

этажную - для пластов с углами падения более 25º;

комбинацию перечисленных схем, если в пределах шахтного поля условия залегания платов существенно не изменяются.

Выбор схемы подготовки шахтного поля, ее параметров и конструктивных элементов является одним из основных технико- экономических вопросов, решаемых при проектировании новых шахт. Неправильное решение этого вопроса ведет к удорожанию добычи 1т. угля, значительному увеличению первоначальных затрат на строительство шахты, ухудшению условий поддержания горных выработок, увеличению пожароопасности и другим неблагоприятным факторам.

Следует отметить, что принципиальной разницы между решением задачи выбора способа подготовки одиночного пласта и их свит нет. Отличие состоит лишь в том, что при отработке свиты пластов появляется необходимость в проведении групповых горных выработок. В случае разработки свиты пластов выбор схемы и способа подготовки шахтного поля предопределяется главным образом затратами на проведение горных выработок.

Подготовку пласта 34 осуществляем бремсбергами и подэтажными штреками по двухкрылой схеме с размещением лав 120 и 150 м.

Путевой бремсберг служит для доставки в очистной забой материалов, оборудования, транспортировки из подготовительных забоев вагонеток с породой и выдачи исходящей струи воздуха.

Конвейерный бремсберг предназначен для транспортировки угля ленточными конвейерами из очистных и подготовительных забоев.

По людскому бремсбергу осуществляется механизированная доставка людей дорогой МДК, а также подача свежего воздуха в очистные и подготовительные забои. Сечение бремсбергов в свету - 12,2 м².

Крепление бремсбергов - металлическими арками из спецпрофиля СВП-27 кг/м с железобетонной затяжкой.

Таблица 2.2. Общий объем горных работ, подлежащий к выполнению по вскрытию и подготовке пласта 34.

Наименование горных выработок	Объем горных выработок, м3
Вскрывающие горные выработки (наклонные стволы)	132 994
Горные выработки по подготовке шахтного поля	62 361
Горные выработки по подготовке линии очистного забоя	57 762
Прочие горные выработки	74 009
Всего по шахте	327 126

Согласно графику подготовительных работ в первые два года необходимо пройти 15 085 м подготовительных выработок, 1 325 м выработок, проходимых в присечку к выработанному пространству и 3 600 м³ сопряжений горных выработок и камер. Выполнение такого объема подготовительных работ обеспечивается работой четырех проходческих бригад. В последующие годы необходимо будет проходить в среднем в год 5 075 м подготовительных выработок и 665 м³ сопряжений и камер, что обеспечивается работой двух проходческих бригад.

Проходка подготовительных выработок в пределах выемочного участка предусматривает проведение подэтажных штреков, разрезных печей. Одновременно начинается проходка двух бремсбергов: путевого и конвейерного спаренными забоями.

Устья бремсбергов сооружаются открытым способом. Выемка котлована под устье разрабатывается экскаватором типа драглайн на глубину 5-7 м. Постоянная крепь устья возводится в котловане снизу вверх и после возведения портала засыпается с помощью бульдозеров одновременно с обеих сторон котлована с целью исключения смещения постоянной крепи. К окончанию работ по сооружению устья должны быть закончены монтажные работы по подъемным машинам и поверхностному комплексу.

После проведения устьев бремсбергов в забой спускается проходческий комбайн. Транспортирование горной массы из забоя производится скребковыми конвейерами на ленточный конвейер и на поверхность.

Проходка наклонных квершлагов, узлов, камер предусматривается с помощью буровзрывных работ, наклонных стволов - комбайновая.

Крепление бремсбергов предусматривается арочной металлической крепью из спецпрофиля сечением в свете 12,2 м². крепление конвейерных и вентиляционных штреков предусматривается трапециевидной податливой крепью МПК-Т из спецпрофиля СВП-27 сечением в свету 9,1 м² и плотностью крепи - 2 рамы на 1 м при крепости пород 2-4.

Конвейерные штреки новых выемочных столбов предусматривается проходить в присечку к выработанному пространству нижележащего очистного забоя. В период эксплуатации для сокращения объема проходки конвейерных и вентиляционных штреков необходимо опытным путем установить возможность повторного использования указанных выемочных выработок, закрепленных крепью МПК-Т с податливостью 600 мм в соответствии с "Типовыми сечениями подготовительных горных выработок с унифицированной металлической податливой крепью с прямолинейным верхняком (МПК-Т)".

Транспортировка горной массы, получаемой от проходки подготовительных выработок, предусматривается скребковыми и ленточными конвейерами. Доставка материалов и оборудования в забой предусматривается с помощью дороги ДКН-4.

Проветривание подготовительных выработок в процессе проходки предусматривается вентиляторами местного проветривания типа ВМ-6М по нагнетательной схеме. С увеличение длины проходки появляется необходимость дополнительно поставить вентилятор ВШЦ-16 и проветривать забои с использованием сбоек и простых вентиляторных сооружений.

2.6 Система разработки угольных пластов

Под системой разработки пластовых месторождений понимается определенный порядок проведения подготовительных и очистных выработок в пределах выемочного поля, увязанный во времени и пространстве.

На выбор системы разработки в конкретных условиях влияют как геологические, так технические и организационные факторы. К этим факторам относятся:

форма залегания пластов в недрах;

мощность и угол падения пласта;

тип и свойства боковых пород (в первую очередь устойчивость);

газоносность и водоносность угленосной толщи,

склонность угля к самовозгоранию;

склонность массива горных пород к газодинамическим явлениям (внезапные выбросы угля, породы и газа, горные удары и др.);

пространственное расположение природных трещин;

число разрабатываемых пластов и расстояние между ними (мощность междупластья);

глубина ведения горных работ, способы и средства механизации подготовительных и очистных работ и др.

Роль и значение каждого из факторов постоянно меняются, поскольку по мере развития техники и технологии изменяется характер взаимосвязи факторов. Наиболее устойчиво влияние таких природных факторов, как мощность и угол падения пластов.

Системы разработки должны удовлетворять следующим главным требованиям:

·        безопасность ведения горных работ;

·        экономичность разработки; минимальные потери полезного ископаемого;

·        охрана окружающей среды.

Подземная разработка полезных ископаемых сопряжена с природными опасностями в виде обрушений пород, внезапных выбросов угля и газа, горных ударов, возможных взрывов метана и эндогенных пожаров, запыленности атмосферы и др. В связи с этим обеспечение безопасных условий работы требует от систем разработки наличия не менее двух выходов из очистного забоя, возможности надежного и устойчивого проветривания выработок, ограничения числа тупиковых подготовительных выработок.

Экономичность системы разработки определяется достигнутыми при ее применении технико-экономическими показателями: прибылью от эксплуатации разрабатываемого участка месторождения, производительностью труда и потерями полезного ископаемого. Она достигается при условии минимальных трудовых затрат, расхода энергии и материалов на единицу объема (массы) добываемого полезного ископаемого.

Во всех случаях потери в недрах должны быть экономически обоснованы, так как неоправданно высокие потери удорожают стоимость конечной продукции, ведут к сокращению сроков отработки месторождения.

Кроме того, системы разработки должны допускать утилизацию и последующее использование сопутствующих добыче полезного ископаемого компонентов газа, шахтных вод и других, а также исключать по возможности необходимость в рекультивации подработанной земной поверхности.

Принятая для данных горно-геологических условий система разработки должна обеспечивать:

1. Применение комплексной механизации и автоматизации производственных процессов при высокой степени интенсификации и концентрации горных работ;

2.      Исключение взаимного влияния подготовительных и очистных работ;

.        Использование рациональных способов охраны и поддержания выработок;

.        Возможность устройства аккумулирующих емкостей; стабильность длины очистного забоя при переменных элементах залегания пласта;

.        Эффективное проветривание очистных и подготовительных забоев;

.        Возможность обнаружения мелкоамплитудных нарушений и уточнения данных геологической разведки участка месторождения.

Классификация систем разработки

Применяемые системы разработки отличаются весьма большим многообразием, что вызвано сложной взаимосвязью влияющих на них факторов. В практике существуют различные классификации систем разработки, в основу которых положен свой классификационный признак, выделяющий любую систему из других.

Одной из таких классификаций является классификация А.С.Бурчакова и Ю.А.Жежелевского, в которой за основной классификационный признак принято наличие или отсутствие разделения пласта на слои при его выемке.

Большое различие в геологических условиях залегания пластов и технологий выемки угля в очистных забоях обусловило многообразие систем разработки и их вариантов. В этой связи возникла необходимость в их классификации.

В качестве классификационного признака при обычной технологии добычи угля выбрано одно характерное отличие, которое выделяет любую систему разработки из группы других. Таким отличием является определенная очередность ведения подготовительных и очистных работ. Основное отличие предопределяет вид системы разработки сплошная, столбовая и комбинированная при применении длинных очистных забоев (лав или полос); камерная и камерно-столбовая при коротких забоях.

Характерным для столбовых систем разработки является то, что до начала очистных работ проводят подготовительные и нарезные выработки, которые полностью оконтуривают запасы в пределах выемочного поля, участка или яруса.

При сплошной системе разработки проведение подготовительных выработок и очистная выемка угля в пределах выемочного поля, участка, яруса или слоя производятся одновременно. Предварительное полное оконтуривание запасов выработками отсутствует, однако для создания благоприятных условий для погрузочных и маневровых работ транспорта забой откаточного штрека может опережать очистной забой или они объединяются в один, общий.

При комбинированных системах для отработки выемочных полей, участков горизонта или ярусов в панели применяют одновременно или последовательно сплошную и столбовую системы разработки или их варианты. При этом столбы в выемочном поле и горизонте или ярусы в панели отрабатывают независимо.

Основное отличие дополняется рядом признаков, которые характеризуют не столько систему разработки, сколько ее варианты.

Первый, признак - технология очистной выемки угля. По этому признаку системы разработки разделяются на две группы: I с длинными забоями (лавами и полосами); II с короткими забоями (камерами).

Основное различие между короткими и длинными забоями заключается не только в их длине и различных средствах механизации очистных работ, но и в необходимости проведения мероприятий по управлению горным давлением в выработанном пространстве.

При коротких забоях кровля пласта опирается на массив и целики угля, благодаря чему отпадет необходимость в управлении кровлей вообще или хотя бы на время выемки угля в забое.

При длинных забоях кровля может опираться только на массив угля, причем с одной стороны на непрерывно перемещающийся забой, поэтому для разгрузки массива и призабойной крепи от горного давления необходимо осуществлять, как отмечалось выше, мероприятия по управлению кровлей (или горным давлением). Системы разработки группы I делят на две подгруппы:

системы разработки пластов на полную мощность;

системы разработки мощных пластов с разделением на слои (наклонные, горизонтальные, поперечнонаклонные, диагональные), одинаковой или разной толщины.

Второй признак - общее направление перемещения очистного забоя при выемке полезного ископаемого по отношению к элементам залегания пласта. Третий признак технологическая схема подготовки этажа или яруса к очистной выемке. Схемы эти могут быть самыми различными, например: с разделением и без разделения этажа на подэтажи; с пластовой или полевой как индивидуальной, так и групповой подготовкой пластов в пределах этажа или яруса; с доставкой полезного ископаемого на задний, передний или двусторонний квершлаг, гезенк, бремсберг.

Основного отличия и трех перечисленных признаков, рассматриваемых совместно, достаточно для полной характеристики системы разработки.

Для конкретных геологических условий необходимо выбрать из многих одну, наиболее прогрессивную и экономически эффективную систему разработки. Главным критерием, определяющим ее прогрессивность, является соответствие современному уровню развития техники. Экономическая же эффективность системы должна определяться технико-экономическим сравнением. Выбор системы разработки может производиться и методом прямого отбора по принципу соответствия ее главнейшим геологическим и горнотехническим условиям месторождения с учетом фактически достигнутых технико-экономических показателей, а выбор варианта отобранной системы методом экономических расчетов.

Исходя из горно-геологических условий, а также опыта отработки аналогичных пластов в Байдаевском районе для отработки пластов 34, 35 и 36 принимаем систему разработки длинными столбами по простиранию с полным обрушением кровли и с выемкой угля механизированным комплексом КМ-142 и КМ-138, по бесцеликовой схеме. Подготовка выемочных столбов предусматривается одиночными подэтажными штреками.

2.7 Технологическая схема очистных работ

Залегание пластов 34, 35 и 36 в основном пологое от 0 до 25⁰, только на выходах под наносы на восточном и западном крыльях углы падения увеличиваются до 34-70⁰. Средняя мощность пластов 34 и 35 - 2,82-2,94 м. Пласты 34 и 35 состоят из двух-трех пачек, реже одной пачки, содержат один-два породных прослойка мощностью 0,02-0,24 м. породы кровли представлены алевролитами, реже песчаниками. В целом породы кровли характеризуются как управляемо-сыпучие I, II групп и легкоуправляемые III группы.

Пласт 36 является невыдержанным по мощности и почти полностью находится в зоне затухающей трещиноватости.

Выемка угля по пластам 34 и 35 осуществляется механизированным комплексом КМ-142. Предназначенным для комплексной механизации работ в лавах на пластах мощностью 3-5м с углом падения до 35° при продвигании забоя по простиранию, до 12° - по падению и восстанию, при спокойной гипсометрии почвы пласта, устойчивой непосредственной кровле, тяжелой основной кровле и почве с несущей способностью не менее 2,5МПа.

В состав комплекса входят: крепь механизированная М142, комбайн очистной РКУ16 или 1КШЭ, 2РКУП20, конвейер СП301. Консоль перекрытия - управляемая. Схема работы комбайна - челноковая.

Таблица 2.3. Технические характеристики механизированного комплекса КМ-142

Тип крепи	М142
Конструкционная высота крепи, мм	2700-5000
Габаритные размеры секций крепи, мм: - длина	5500
- ширина	1400, 1600
Габаритные размеры перекрытия секций крепи, мм	3550х1440
Рабочее сопротивление, кН: -стойки	1870
- секции	7500
Сопротивление крепи:  -на 1м 2 поддерживаемой площади, кН/м 2	1300
-на 1м 2 длины лавы, кН	5000
Ширина захвата, м	630
Коэффициент затяжки кровли	0,92
Шаг передвижки секций крепи, мм	710
Шаг установки секций, м	1500
Рабочее давление в гидросистеме крепи, МПа	32
Масса секции крепи, кг	18000
Длина лавы, м	120, 150, 180

Выемка угля по пласту 36 осуществляется механизированным комплексом КМ-138. Комплекс предназначен для комплексной механизации работ в лавах на пластах мощностью 1,4-2,1м с углом падения до 25° при продвигании забоя по простиранию пласта, до 12 ° - по падению и восстанию, спокойной гипсометрии пласта, непосредственной кровле средней устойчивости, основной кровле до тяжелой включительно и почве с несущей способностью не менее 2,5МПа.

В состав комплекса входят: крепь механизированная М138, комбайн очистной РКУ13 или РКУ16, конвейер скребковый СПЦ271. Консоль перекрытия - управляемая. Схема работы комбайна - челноковая.

Таблица 2.4. Технические характеристики механизированного комплекса КМ-138

Тип крепи	М138
Конструкционная высота крепи, мм	1000-2000
Габаритные размеры секций крепи, мм: - длина	5400
- ширина	1400, 1650
Габаритные размеры перекрытия секций крепи, мм	4650х1400
Рабочее сопротивление, кН: -стойки	1587
- секции	6350
Сопротивление крепи:  -на 1м 2 поддерживаемой площади, кН/м 2	900-1000
-на 1м 2 длины лавы, кН	4200
Ширина захвата, м	630-800
Коэффициент затяжки кровли	0,92
Шаг передвижки секций крепи, мм	630-800
Шаг установки секций, м	1500
Рабочее давление в гидросистеме крепи, МПа	32
Масса секции крепи, кг	9650
Длина лавы, м	200

Длина лавы принимается 120-150 м при длине выемочных столбов 1300-1650 м.

2.8 Нагрузка на комплексно-механизированный очистной забой

Расчёт производится согласно методике предложенной в "Прогрессивных технологических схемах".

Скорость подачи комбайна определяется из выражения

_п.пр=11.7-0.034*А_р, м/мин

где: А_р- сопротивляемость угля резанию;

Скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию

_п.m= V_п.пр*(F_т-0.78*G)/F_п, м/мин

где: F_т- тяговое усилие подающей части;

G- масса комбайна;

F_п- составляющая силы реакции в направлении подачи комбайна.

Минутная производительность комбайна определяется по формуле:

q=m*g*r*k_r*V_п; т/м

где: m - мощность пласта;

g - плотность угля;

r - ширина захвата;

k_r - коэффициент использования ширины захвата;

V_п - скорость подачи.

Сменный коэффициент машинного времени:

к_м=[1/m₁+(1/m₂-1)*(1+(1/m₁-1)/(1/m₂*n+1))]^-1

где: m₁- коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов, возникающих только при работе комбайна.

m₂- коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов, возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при остановке.

m₁=[1+q*T_тех/(mgrk₂l)+(1/m_k-1)+(1/m_кр-1)+(1/m_ку-1)+(1/m_пл-1)+(1/m_пр-1)]^-1

где: T_тех- сумарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы

_тех=t_вспl+Q_зач+Q_{ко, мин.}

где: t_всп=0.05 мин. затраты времени на вспомогательные операции.

m_k - коэффициент готовности комбайна;

m_кр - коэффициент готовности мех. комплекса;

m_ку- коэффициент готовности участковых конвейерных линий.

m_ку=1/(1+n_ck(1/m_е-1)+ n_ck(1/m_т-1)),

где: n_ck - количество скребковых конвейеров;

m_е - коэффициент готовности полосы;

m_т - коэффициент готовности ленточного конвейера;

m_п.п - коэффициент готовности погрузочного пункта;

m_пр - коэффициент готовности очистного забоя по проветриванию.

Нагрузка на очистной забой :

А_сут=q*Т_см*к_м*n_см,

Проверка нагрузки на очистной забой по газовому фактору осуществляется из условий:

А_сут=А_сут,если А_сут£А_г

А_сут=А_г,если А_сут³А_г

Допустимая нагрузка по газовому фактору (А_г)

А_г=(864*S_п*V_в*d*k_в)/(q_л*к_мет),т/сут.

где: S_п - проходное сечение для струи воздуха;

V_в=4 м/с - допустимая скорость движения в лаве;

d=1% допустимая концентрация СН₄ в исходящей струе;

k_в=1.3 коэффициент учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству;

q_л - метановыделение из лавы;

к_мет - коэффициент естественной дегазации пласта.

Число циклов за сутки

n_ц=А_сут/lmrk_rg; циклов

Суточное подвигание очистного забоя при этом составит:

_c=nrk_r; м/сут.

Исходя из расчета, основные технико-экономические показатели выбранной технологической схемы очистных работ приведены в таблице 2.5.

Таблица 2.5. Основные технико-экономические показатели

Наименование показателя	Показатели пласта
	34	35	36
Средняя мощность пласта, м	2,82	2,94	1,98
Угол падения, град	0-35	0-20	0-20
Длина лавы	120-150	150	150
Тип механизированного комплекса	КМ-142	КМ-142	КМ-138
Количество циклов в сутки	5,0	5,0	6,0
Суточное подвигание очистного забоя, м	3,0	2,9	3,6
Годовое подвигание очистного забоя, м	900	870	1080
Суточная добыча из очистного забоя, т	1620	1650	1380
Годовая добыча из очистного забоя, тыс. т	485	495	415
Годовая добыча с учетом подготовительных работ, тыс. т	507	517	435
Эксплуатационные потери, %	6,1	6,6	6,5
Количество выходов рабочих по очистному забою, раб/сут	54	54	54

Организация работ в лаве

При отработке лавы взаимодействие механизированной крепи и анкерной крепи, прилегающих подготовительных выработок с вмещающими породами будет формироваться следующими горно-геологическими и технологическими факторами:

. Напряженно-деформированное состояние пласта и вмещающих пород, обусловленное мощностью покрывающей толщи.

. Прочностные свойства пласта и вмещающих пород, существенно изменяющиеся в пределах лавы.

. Технология управления горным давлением в лаве.

Управление кровлей в очистном забое производится полным обрушением за секциями мехкрепи. Обрушение непосредственной кровли происходит равномерно вслед за подвиганием забоя. Зависаний кровли не отмечалось. Обрушение основной кровли сопровождается дополнительными нагрузками на мехкрепь и пласт, поскольку мощности пород непосредственной кровли (до 10 м) недостаточно для полного подбучивания. В результате этого в средней части забоя отмечается периодическое усиление отжима. В верхней части забоя интенсивность проявления осадок основной кровли будет проявляться вследствие деформирования охранного целика шириной 6,0 м, оставляемого в выработанном пространстве. На нижнем участке забоя проявления осадок основной кровли имеют низкую интенсивность вследствие поддерживающего влияния угольного массива.

Первичный шаг обрушения основной кровли составляет 25-30 м.

В режиме установившегося обрушения осадки основной кровли в средней части лавы проявляются с шагом 10-12 м. В верхней и нижней частях лавы обрушение основной кровли происходит с шагом 20-25 м что обусловлено влиянием в первом случае - охранного целика, а во втором - угольного массива. Все работы по управлению комплексом осуществляются звеном в количестве 15-20 человек. Во время выемки угля рабочие комплексной бригады выполняют следующие работы:

машинист комбайна производит технический осмотр комбайна перед началом каждой смены, осуществляет управление комбайном и конвейером в процессе выемки угля, замену зубков на шнеках и устраняет неполадки. Он обязан иметь необходимый набор ключей;

помощник машиниста комбайна участвует в техническом обслуживании комбайна, следит за движением цепи кабелеукладчика, работой бесцепной системой подачи с рейкой РКД по лаве, при необходимости принимает участие в процессе передвижки секций крепи и конвейера;

машинист крепи производит технический осмотр крепи, передвижку секций крепи, конвейера, следит за прямолинейностью конвейера, осуществляет текущий ремонт крепи, согласовывает всю работу комплекса с помощью селектора и световых сигналов: вертикальное перемещение света - разрешение на работу, горизонтальное - запрещение.

помощник машиниста крепи участвует по указанию машиниста крепи в передвижке секций, конвейера, зачищает основания секций от угля и породы, обирает кливаж по забою, устраняет недостатки;

трое ГРОЗ на сопряжении лавы с вентиляционным штреком производят управление крепью сопряжения, установку крепи усиления, демонтаж арочной крепи и подготавливают проход для комбайна до вентиляционного штрека, организуют пост в 10 м от лавы и до полного прохода комбайна через штрек не допускают людей в лаву, зачищают основание в верхней части лавы;

четыре ГРОЗ на нижнем сопряжении лавы с конвейерным штреком крепят нижнее сопряжение, следят за работой перегружателя, производят зачистку угля в местах перегруза, не допускают людей ближе 5 м до режущего органа комбайна;

старший смены (звеньевой) руководит работой звена, передвижкой приводных головок конвейера.

В ремонтно-подготовительную смену производится осмотр и ремонт всех машин и механизмов с последующим их опробованием под нагрузкой. Производится сокращение противопожарного става, наведение порядка, замена и выдача вышедшего из строя оборудования, доставка оборудования и узлов для замены.

Общие меры по технике безопасности при ведении очистных работ

. В случае появления газа в лаве, на исходящей струе, выше нормы, предусмотренной ПБ, работы по выемке угля прекратить, сообщить лицам надзора, горному диспетчеру и начальнику смены и принять меры по ликвидации скопления газа.

. При возникновении усиленного горного давления сообщить лицу надзора и горному диспетчеру.

. Прямолинейность груди забоя контролируется ежесменно горным мастером и звеньевым.

. Во избежание травмирования людей кливажом, производится его оборка пикой L=1,8-2,5 м спереди и сзади комбайна двумя ГРОЗ, фамилии которых указаны в путевке горного мастера.

. Запрещается хождение людей по лавному конвейеру и мимо работающего комбайна.

. Работы по замене и ремонту гидростоек и домкратов производят не менее двух опытных ГРОЗ.

. В случае, когда упавшие куски угля или породы имеют большие размеры, допускается их дробление только при остановленном конвейере. При этом ГРОЗ, разбивающий большой кусок, должен находится под защитой передвинутой секции крепи.

. В случае вывалов породы, пустоты над перекрытиями и козырьками закладываются лесом в присутствии и по указанию горного мастера. В это время комбайн и конвейер должны быть выключены, пускатели заблокированы.

. Перед работой, связанной с осмотром или ремонтом режущей части комбайна, шнеки должны быть опущены или под них должны быть выложены клети.

. Категорически запрещается совмещение работ по ремонту режущего органа и гидравлики на комбайне.

. При осмотре и ремонте комбайна, при замене зубков на шнеках комбайн желательно оставлять на вентиляционном штреке. При невозможности оставить комбайн на штреке, над ним необходимо обобрать нависшие куски угля и породы, перетянуть кровлю плахой или распилом.

. К управлению комбайном допускаются только машинист комбайна, имеющий права.

. Машинист комбайна должен находиться под защитой секций крепи у пульта управления комбайном.

. Запрещается доставлять материалы по лавному конвейеру при включенном комбайне.

. Запрещается нахождение людей под передвигаемой секцией.

. Запрещается нахождение и передвижение людей по комбайновой дорожке.

. Не допускать отставание передвижки секций крепи более, чем на 10 секций от комбайна.

. Замена гидростоек крепи производится при выключенном комбайне, конвейере и после того, как под верхняк секции будут установлены не менее двух деревянных стоек.

. Перед передвижкой верхней головки лавного привода убирается "земник" и разбирается уголь в целике, если он не вынут комбайном.

. Уборка "земника" и разбор целика производится при остановленном комбайне и конвейере после передвижки секций.

. При встрече лавой больших включений колчеданов, на комбайне меняется подача, опускаются шнеки ниже колчедана, прорубается уголь под ним, шнек поднимается в прежнее положение и выемка угля продолжается дальше. При выпадании колчеданов на комбайновую дорожку, он с помощью ручной лебедки затаскивается на конвейер. Колчеданы транспортируются лавным конвейером на перегружатель. С перегружателя колчедан оттаскивается к нижнему борту конвейерного штрека.

. Погрузка колчедана производится при остановленном конвейере и комбайне.

. Разгрузка колчедана производится при остановленном перегружателе.

. Запрещается хождение по ставу перегружателя.

. Запрещается хождение по выработкам, оборудованным рельсовым путем, если это не связано с выполнением наряда.

. Во избежание травмирования людей кливажом по верхнему борту конвейерного штрека, производится его оборка пикой L=1,8-2,5 м, впереди на расстоянии 25 м от лавы, ГРОЗ, фамилия которого указывается в путевке горного мастера.

 

.9 Водоотлив

Насосная камера главной водоотливной установки располагается в нижней части путевого наклонного ствола на отметке +6 м и предназначается для выдачи шахтных водопритоков на поверхность на очистные сооружения по трубопроводам, проложенным по наклонному путевому стволу и вентиляционному бремсбергу.

Нормальный водоприток, м3/ч	780
Максимальный водоприток, м3/ч	1560
Отметка пола насосной камеры, м	+6,0
Отметка устья вентиляционного бремсберга, м	+263,0
Отметка наивысшей точки на поверхности по трассе трубопровода от устья бремсберга до очистных сооружений	+275,0
Требуемый избыточный напор, м	5
Геодезическая высота нагнетания, м	- 269,0
Категория шахты по газу	II
Химический состав воды	нейтральная
Место прокладки трубопровода	Путевой наклонный ствол, вентиляционный бремсберг, очистные сооружения.

Главная водоотливная установка оборудуется семью насосами типа ЦНС300-420 на 7 колес, из которых три насоса рабочие и четыре в резерве и ремонте. В качестве электроприводов приняты взрывобезопасные электродвигатели типа ВАО2-560S-4 мощностью 500 кВт, 1500 об/мин, 6000 В.

3. Вентиляция шахты

3.1 Выбор и обоснование способа и схемы проветривания шахты

Способом вентиляции шахт называют способ создания необходимого перепада давления воздуха.

Для данной шахты принимаем нагнетательный способ проветривания.

Сущность данного способа заключается в том, что воздух в шахту подается по вспомогательному стволу нагнетательным вентилятором с подогревом воздуха в холодное время года.

Под схемой вентиляции понимают взаимное расположение воздухоподающих и воздухоовыдающих выработок, определяемое направлением движения свежих и отработанных вентиляционных потоков.

Принимаем фланговую схему вентиляции.

Фланговые схемы вентиляции применяются при вскрытии шахтного поля в центре и на границах. В центре шахтного поля располагаются один или два ствола (как правило, воздухоподающие), а на границах шахтного поля - фланговые стволы (как правило, воздухоотводящие). Свежий воздух подаётся по центральному стволу и движется по выработкам основного горизонта к очистным забоям. Исходящая струя поступает в выработки вентиляционного горизонта и отводится через фланговые стволы на дневную поверхность. Воздух по всей длине крыла движется в одном направлении, то есть фланговые схемы вентиляции являются прямоточными.

К достоинствам фланговых схем относятся:

отсутствие утечек воздуха при его движении от воздухоподающего ствола до очистного забоя;

уменьшение поверхностных утечек воздуха на фланговых стволах (которые в меньшей степени используются для целей транспортирования);

равномерное распределение депрессии в различные периоды отработки (что предъявляет меньшие требования к большой глубине регулирования вентиляционных установок);

отсутствие необходимости поддержания выработок вентиляционного горизонта в течение всего периода отработки шахтного поля.

Недостатки фланговых схем:

большие капитальные затраты (вызванные необходимостью проведения выработок основного горизонта перед началом очистных работ до границ шахтного поля);

увеличение потерь полезного ископаемого в охранных околоствольных целиках;

наличие большого числа вентиляционных установок;

трудность реверсирования струй при аварийных режимах.

Для проветривания выемочных участков используют прямоточную схему с управляемым газовыделением, подсвежением исходящей струи и выдачей отработанного воздуха на поверхность по фланговым наклонным стволам.

3.2 Расчет расхода воздуха по выделению углекислого газа

, м³/мин

где: I_уч - ожидаемое среднее газовыделение выемочного участка, м³/мин;

, м³/мин

где: I_уч.ф = 0,60 м³/мин - среднее фактическое газовыделение выемочного участка, м³/мин, принимается по результатам замеров;

А_р=1500, т/сут - планируемая добыча угля;

А=1216 т/сут - средняя добыча угля;

К_н=1,6 - коэффициент неравномерности газовыделения. Таким образом, для лавы рассчитаем:

, м³/мин

, м³/мин

3.3 Расчет расхода воздуха по наибольшему числу людей

Расчет производится по формуле:

,м³/мин

Принимаем наибольшее число людей в очистной выработке, равное 30 чел.

,м³/мин

 

3.4 Расчет расхода воздуха из условия оптимальной скорости по пылевому фактору

, м³/мин

где: S_оч.min - минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, м²: S_оч.min ⁼ 2,29 , м²;

V_опт = 1,6, м/с- оптимальная скорость движения воздуха в призабойном пространстве лавы;

К_оз = 1,25 - коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно примыкающего к призабойному.

, м³/мин

4. Безопасность труда

4.1 Анализ опасных и вредных факторов

Факторы производственной среды, воздействие которых на человека может привести к травме, называются опасными производственными факторами, а факторы, которые могут привести к заболеваниям, - вредными производственными факторами.

Случай воздействия на работающего опасного производственного фактора при выполнении им трудовых обязанностей называется несчастным случаем на производстве (производственным несчастным случаем). Связанное с этим нарушение здоровья работающего называется производственной травмой. Явление, которое характеризуется совокупностью производственных травм, называется производственным травматизмом.

Подземные горные работы являются одной из наиболее опасных сфер трудовой деятельности человека, которая осложнена рядом факторов, оказывающих своё вредное воздействие на здоровье людей. Одним из важных факторов при подземной разработке является опасность травмирования рабочих. Это обуславливается наличием обрушенных пород на сопряжениях выработок, в проходческих и очистных забоях.

По газовому фактору шахта относится к II категории, угольная пыль опасна по взрыву. Возникновение опасных концентраций пыли происходит в подготовительных, очистных забоях и в местах перегрузки с конвейера на конвейер.

Санитарными нормами по пыли являются 4-10 мг/м³. Высока вероятность травмирования человека движущимися частями машины и механизмов. Этот фактор проявляется в подготовительных и очистных забоях, а так же на конвейерном транспорте и локомотивном транспорте.

В проходческом, очистном забоях проявляются факторы шума и вибрации при работе машин и механизмов. Уровень шума на рабочих местах не должен превышать 80 дБ на частоте 1000 Гц. Наиболее вредными являются частоты в диапазоне 35-350 Гц.

Значительное воздействие на организм рабочих оказывают следующие факторы:

температура;

влажность;

скорость движения воздуха, которая может нагревать или охлаждать тело человека.

Все эти факторы приводят к потере работоспособности трудящихся.

Правила безопасности регламентируют эти факторы.

Низкая освещенность горных выработок является важным фактором, который влияет на здоровье человека. Норма освещенности в очистных забоях 5 лк/м³.

Поражение электрическим током может возникнуть при контакте человека с частями электрической установки, находящейся под напряжением, либо через электрическую дугу при приближении человека к этим частям. Безопасный уровень напряжения до 42 В. Заземление и наличие токовых защит значительно снижает вероятность появления этого фактора.

4.2 Меры безопасности при ведении горных работ

Мероприятия по проветриванию горных выработок

Для создания нормальной рудничной атмосферы предусматривается длительное проветривание горных выработок, особенно лав и подготовительных забоев, за счет чего обеспечивается разбавление вредных газов и пыли в воздухе до концентраций допустимых "Правилами безопасности санитарными нормами".

Тупиковые забои проветриваются с помощью ВМП. Проектом предусматривается нагнетательный способ проветривания за счет создания вентиляторами главного проветривания необходимой депрессии в горных выработках.

Во избежание простудных заболеваний рабочих, проектом приняты скорости воздуха не превышающие допустимые "Правилами безопасности".

В холодное время года поступающий в шахту воздух подогревается калориферными установками.

Медицинское и бытовое обслуживание

Для оказания первой медицинской помощи предусматривается установка аптечки у погрузочных пунктов лав в подготовительных забоях в камерах на посадочных площадках.

Кроме того, у лав (у входа и выхода из них) и в подготовительных забоях предусматриваются носилки салазочного типа с твердым покрытием.

Для индивидуальной защиты все подземные рабочие обеспечиваются касками, спецодеждой, рукавицами и перевязочными пакетами в водонепроницаемой оболочке. Рабочие, работающие на очистных и подготовительных работах, подвергаются один раз в год медицинскому осмотру с обязательной рентгенографией грудной клетки, остальные рабочие и служащие один раз в два года. Все подземные рабочие должны быть снабжены флягами емкостью не менее 0,5 л.

Основным источником шума в подъемных выработках являются вентиляторы местного проветривания.

Для предотвращения заболеваний органов слуха от воздействия производственного шума предусматривается:

механизмы содержать в исправном состоянии;

замена металлических деталей пластмассовыми;

применение звукопоглощающих прокладок.

Для борьбы с вибрацией используются специальные рукавицы из виброгасящих материалов.

Пожарно-профилактические мероприятия

В подземных выработках угольных шахт для борьбы с пожарами и пылью устанавливается сеть пожарно-оросительных трубопроводов, которые постоянно заполнены водой под напором. Диаметр труб должен быть не менее 100 мм. Концы пожарно-оросительных трубопроводов должны отставать от забоев подготовительных выработок не более чем на 40 метров и должны оборудоваться пожарным краном, у которого располагается ящик с двумя пожарными рукавами и пожарным стволом. Давление воды на выходе из пожарных кранов должно быть не менее 50 м³/час, т.е. 13,9 л/с.

Пожарные краны устанавливаются:

а) в выработках с ленточными конвейерами через 50м, при этом дополнительно по обе стороны приводной головки конвейера устанавливаются 2 крана на расстоянии 10м, рядом с которыми устанавливаются специальные ящики, где хранятся пожарный ствол и рукав длиной 20м;

из приводных и натяжных головок устанавливается 1 порошковый и 1 пенный огнетушители и емкость под песок или инертную пыль объемом 0,2м³;

по всей длине конвейера через каждые 100м должны быть 1 порошковый и 1 пенный огнетушители и ящик с песком объемом 0,2м³;

б) в тупиковых выработках длиной более 500м, краны устанавливаются через 50м, рядом с которыми должны находиться 2 порошковых огнетушителя;

в) в устье и забое подготовительной выработки у пожарного крана устанавливается ящик с двумя пожарными рукавами длиной 20м и пожарным стволом. Огнетушители устанавливаются не далее 20 м от забоя;

г) на сопряжении вентиляционного штрека с лавой должны находится 1 пенный, 1 порошковый огнетушители и ящик с песком или инертной пылью объемом 0,2 м³.

Все рабочие и ИТР обучаются правилам пользования первичными средствами пожаротушения и должны знать их размещение в пределах своего рабочего места.

4.3 Мероприятия по борьбе с пылью

Для уменьшения пылеобразования и снижения запыленности рудничного воздуха на шахте применяются:

в очистных забоях - пылеулавливание средствами, предусмотренными конструкцией оросительных систем и устройств комбайнов и проветривания очистного забоя с оптимальной скоростью движения вентиляционной струи;

в подготовительных забоях - пылеотсосов устройствами заводского изготовления смонтированных в комбайнах.

Для борьбы с пылью при взрывных работах на шахте применяются орошение выработки перед взрыванием, включение водяных завес перед взрыванием и гидрозабойка согласно ПБ.

Подавление пыли при транспортировке угля конвейерами достигается с помощью орошения форсунками различных конструкций. Подача воды в забой осуществляется по специально проложенному противопожарному оросительному трубопроводу диаметром 100-150 мм по действующим выработкам согласно проекта противопожарной защиты шахты. Для предупреждения и локализации угольной пыли на исходящей струе из забоя применяются водяные завесы. Обмывка выработок производится в соответствии с графиком работ по обмывке горных выработок.

Организация противопылевой службы на участке

Для обеспечения бесперебойной и эффективной работы средств пылеподавления необходимо:

Машинисту комбайна:

а) при подготовке машины к работе включить систему орошения и проверить состояние забойного трубопровода (утечки воды устранить, проверить наличие и состояние оросителя), засоренные оросители прочистить;

б) в процессе выемки угля: при повреждении системы орошения комбайна; прекращение подачи воды остановить комбайн и принять меры по нормализации работы оросительного устройства.

Рабочему у погрузочного пункта лавы:

а) перед началом работы включить орошение на пересыпах и проверить состояние водонапорного провода;

б) при работе комбайна включить устройство для орошения и поддерживать по манометру давление 12 атм. кгс/см².

Горным мастером ежемесячно проверять:

а) исправность и количество работающих оросителей на комбайне;

б) исправность и количество работающих оросителей на пересыпе и давление в трубопроводе;

в) исправность и количество работающих оросителей и воды у водяной завесы;

г) проверить работу автоматического контроля вышеуказанных параметров, в случае нарушения требований по любому пункту должна исключаться возможность включения призабойных механизмов, а, следовательно, процесса, по добыче угля.

При наличии неисправностей или несоответствия фактических параметров, предусмотренных паспортом, горный мастер должен остановить работы и принять меры по устранению отмеченных или выявленных недостатков.

Механику участка ежедневно:

а) контролировать исправность высоконапорных и забойных трубопроводов, насосной установки, оросительного устройства на комбайне;

б) при выявленных отклонениях от норм принять меры по их устранению.

Начальнику участка и его помощникам:

а) не реже одного раза в месяц совместно со службой ВТБ контролировать давление воды у оросителей на комбайне, у водяной завесы, у погрузочного пункта лавы, проверить пригодность рукавов для орошения.

Результаты проверки заносят в книгу контроля обеспыливающих мероприятий.

Индивидуальные средства защиты от пыли

Индивидуальные средства защиты органов дыхания горнорабочих от пыли осуществляется с помощью противопылевых респираторов. Респираторами должны быть обеспечены машинист комбайна, его помощник и все рабочие, находящиеся на исходящей струе.

4.4 Мероприятия по безопасному ведению работ

Все шахтеры во время пребывания в шахте должны быть в исправной спецодежде, обуви, защитной каске и иметь при себе самоспасатель. Перед началом работы необходимо убедиться, что концентрация метана на рабочем месте не более 1%. При работе комбайна необходимо следить, чтобы электрокабель не попал под комбайн. Запрещается находится людям в зоне работы комбайна, его шнеков и ниже комбайна. Для безопасности работ, вдоль лавного конвейера должна быть установлена громкоговорящая связь с приемо-передающими устройствами, расположенными через 10 метров и в конвейерном и вентиляционном штреках. Безопасность на сопряжении вентиляционного и конвейерного штреков с лавой обеспечивается дополнительным креплением штреков (усилением) с помощью клиновых стоек 13Т25 и однорезки, устанавливаемых не менее, чем на расстоянии 6 метров от забоя в 0,5 м друг от друга.

При увеличении концентрации метана более 2%, необходимо отключить электропитание оборудования лава и попытаться выяснить причину загазирования. Если после 15 минут концентрация не снизится, то необходимо выйти на свежую струю воздуха, сообщив об этом дежурному по шахте. Приступать к работе можно только после снижения концентрации метана до 1% и менее.

Борьба с отжимами и пылью производится пропиткой угольного массива водой, при этом метан, находящийся в угле, растворяется в воде и давление его на забой снижается и пласт становится более рыхлым. При этом при выемке угля комбайном снижается образование пыли и режим работы комбайна более мягкий. Против образования пыли должно применятся орошение на комбайне, а также осланцевание груды забоя.

Электроаппаратура должна быть в исправном состоянии, все защиты должны работать, заземление исправно.

Запрещается курение в лаве и использование открытого огня.

Меры безопасности при работе на механизированном комплексе

Для эксплуатации комплекса кроме требований ПБ необходимо выполнять специальные меры безопасности:

. Перед зарубкой комбайна на сопряжении лавы со штреком машинист комбайна должен убедится в отсутствии людей в месте зарубки комбайна, а также в том, что сопряжение закреплено согласно "Паспорта крепления".

. Так как при работе в лаве между конвейером и грудью забоя возникает необходимость в ручной зачистке, последняя должна производиться только при остановленном и выключенном комбайне и конвейере лавы.

. Категорически запрещается нахождение ГРОЗ или слесарей ближе 2 метров от рабочего органа комбайна. При необходимости нахождения людей у рабочего органа комбайна, выключить и заблокировать пускатели конвейера, комбайна, вытащить штепсельную муфту, вывесить таблички на пускателях "Не включать работают люди!". Только после этого можно производить работы по ремонту комбайна или конвейера.

. Обязательным условием является ознакомление рабочих и лиц технадзора с "Инструкцией по применению мехкомплекса".

. К работе по обслуживанию комплексов должен допускаться персонал прошедший дополнительный инструктаж по безопасности работ, связанных с применением мехкрепи.

. Не допускать в комплексе механизированных забоев вынимаемую мощность выше раздвижения крепи.

. Категорически запрещается переноска грузов через работающий конвейер.

. К работе на машинах и механизмах допускаются лица, прошедшие специальное обучение и имеющие соответствующее удостоверение.

Передвижение людей по лаве

. Разрешается передвижение людей в межстоечном пространстве крепи, запрещается переход через секцию в месте ее разгрузки, передвижки и распоре.

. Разрешается передвижение людей между секциями и конвейером при распертых секциях крепи в месте нахождения комбайна на расстоянии полной длины комбайна.

. Запрещается передвижение по лаве в процессе добычи угля, лицам, не принимающим участие в процессе добычи.

Меры безопасности при работе с крепью

. При выполнении любой операции в лаве, рабочий должен находиться под защитой распертой секции крепи.

. Управление секцией производить только из-под перекрытия соседней распертой секции.

. Во избежании опрокидывания секции крепи, необходимо следить за тем, чтобы секции не подштыбовывались.

. Не допускается смешанное крепление лавы в сочетании с другими видами крепи, имеющими различную техническую характеристику или крепления части лавы индивидуальными стойками (за исключением концевых участков лавы).

. Перед передвижением конвейера к груди забоя необходимо убедиться в том, что секции не отодвигаются в сторону завала. Нахождение людей у груди забоя запрещается. Фронтальная передвижка конвейера производится обязательно при работающем лавном конвейере.

. При производстве ремонта секций должны выполняться "Мероприятия обеспечивающие безопасность при производстве ремонта секций".

В обязательном порядке должны быть выключены пускатели конвейера и комбайна.

Правила безопасности при обслуживании электротехнических установок

Шахтные установки должны отвечать требованиям "Правил устройства электроустановок", "Правил технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт".

На каждой шахте должны быть схемы электроснабжения, составленные в соответствии с "Инструкцией по типовому оформлению схем подземного электроснабжения шахт". При этом допускается составление совмещенной схемы электроснабжения откатки.

Применение электрооборудования в рудничном нормальном исполнении и общего назначения допускается в каждом отдельном случае только с разрешения технического директора производственного объединения.

В местах установки электрооборудования ежесменно должен проводиться замер метана, а на шахтах III категории и сверхкатегорных по газу, кроме того, должны устанавливаться датчики стационарных автоматических приборов контроля метана.

Электрооборудование должно быть выключено при обнаружении метана свыше 0,5%. Включение электрооборудования допускается после восстановления нормального режима проветривания и замера метана в месте установки электрооборудования и на расстоянии не менее 20 м во всех прилегающих выработках.

При монтаже и ремонте электрооборудования должен осуществляться контроль за содержанием метана в месте производства работ.

Каждый коммутационный аппарат, комплектное распределительное устройство (КРУ), силовой вывод станции управления должны быть обозначены четкой надписью, указывающей включаемую установку или участок, а также установки срабатывания максимальной токовой защиты. Крышки отделений аппаратуры содержащих электрические защиты, устройства блокирования и защиты должны пломбироваться именными пломбами.

Защита людей от поражения электрическим током должна осуществляться применением защитного заземления, а в подземных электроустановках напряжением до 1140В также и реле утечки тока, с автоматическим отключением поврежденной сети напряжением 380, 660 В и контактных сетей не должна превышать 0,2с, а напряжением 1140В - 0,12с. Для сетей напряжением 127 и 220В, а также зарядных сетей время срабатывания реле утечки устанавливается заводской инструкцией по рекомендации испытательной организации.

Запрещается:

а) оперативное обслуживание электроустановок напряжением выше 1140 В без защитных средств (диэлектрических перчаток, бот или изолирующих ковров, подставок);

б) оперативное обслуживание и управление электроустановками напряжением до 1140 В, не защищенными реле утечки, без диэлектрических перчаток за исключением эл. оборудования напряжением 42 В и ниже, а также электрооборудования с искробезопасными цепями и аппаратуры телефонной связи;

в) ремонтировать части электрооборудования и кабели, находящиеся под напряжением, присоединять и отсоединять искроопасное электрооборудование и электроизмерительные приборы под напряжением 42 В и ниже, в шахтах не опасных по газу и пыли и таких же устройств с искробезопасными цепями - в шахтах опасных по газу и пыли;

г) эксплуатировать электрооборудование при неисправных средствах взрывозащиты, блокировках, заземлений, аппаратах защиты, нарушений схем управления и защиты в поврежденных кабелях;

д) иметь под напряжением неиспользуемые электрические цепи, за исключением резервных;

е) открывать крышки оболочек взрывобезопасного электрооборудования в газовых шахтах без предварительного отключения напряжения с вскрываемого отделения оболочки и замера концентрации метана;

ж) изменять заводскую конструкцию и схему электрооборудования, схемы аппаратуры управления и т.д.;

з) снимать с аппаратов знаки, надписи и пломбы лицам, не имеющим на это права.

Для предупреждения поражения электротоком предусматривается:

применение электрооборудования в рудничном исполнении согласно ПБ;

применение блокировок исключающих ошибочные действия;

применение изоляционных покрытий нетоковедущих частей электрооборудования, устройство защитных ограждений;

ограждение доступа посторонних людей в камеры подстанций;

устройство свободных проходов согласно ПБ, обязательное применение индивидуальных средств и предупредительных плакатов;

устройство защитного заземления;

применение защитного отключения;

мероприятия направленные на повышение профессиональных и специальных знаний рабочих.

4.5 План ликвидации аварий

Для каждой шахты должен быть составлен план ликвидации аварий в соответствии с "Инструкцией по устранению и ликвидации аварий". Запрещается допускать к работе лица не ознакомленных с планом ликвидации аварий и не знающих части плана, относящиеся к путям передвижения людей во время аварии. Ознакомление с главными и запасными выходами из шахты на поверхность производится путем непосредственного прохода от места работы до выработки с запасными выходами в сопровождении инженерно-технического работника. Повторное ознакомление с запасными выходами производится через 6 месяцев, а при из изменении или переходе работника на другой участок - в течение суток.

План состоит из оперативной части и приложений, в которых имеется список лиц и учреждений оповещаемых о возникшей аварии: права и обязанности лиц и учреждений оповещаемых о возникновении аварии; права и обязанности лиц, участвующих в ликвидации аварии и порядок их действий. К плану прилагаются графические материалы: план горных работ, схема проветривания, схема электроснабжения, план поверхности и т.д. Первым о подземной аварии оповещается горноспасательный взвод. Ответственным руководителем работ по ликвидации аварии является главный инженер предприятия или лицо его, замещающее.

До прибытия на предприятие главного инженера, ответственным является горный диспетчер.

План ликвидации аварии находится у горного диспетчера и в обслуживающем шахту горноспасательном взводе.

Мероприятия плана ликвидации аварии составляются для относительно короткого промежутка времени от момента возникновения аварии. В дальнейшем, по мере получения данных о ситуации созданной аварией, этот план может быть скорректирован или составлены новые мероприятия по ликвидации аварии в соответствии с создавшейся обстановкой.

Для удобства пользования планом ликвидации аварий каждой выработке (группы выработок, надшахтному сооружению) присваивается определенный номер (позиция), который наносится на схему вентиляции (план горных выработок). Нумеруются позиции по направлению движения вентиляционной струи, начиная с поверхности.

Выработки, входящие в одну позицию раскрашиваются на схеме вентиляции одним цветом, для удобства при ликвидации аварии. На шахтах имеются автоматизированные системы лана. Мероприятия к плану ликвидации аварии

Пожар в лаве Позиция № 1

Мероприятия по спасению людей и ликвидация аварии	Ответственный за выполнение мероприятий и исполнители
1. Вызвать подразделение ВГСЧ	Горный диспетчер, телефонист
2. Отключить электроэнергию на участке	Главный энергетик шахты, дежурный электрослесарь
3. Оповестить участки об аварии и вывести людей из шахты	Горный диспетчер, сменный надзор, члены ВГК участка
4. Обеспечить нормальную работу вентилятора главного проветривания	Главный механик шахты, горный диспетчер
5. Обеспечить бесперебойную подачу воды в противопожарный трубопровод	Дежурный электрослесарь, главный механик
6. Направить: 1-е отделение спускается в шахту по путевому наклонному стволу, следует по путевому уклону, выходит через вентиляционный штрек к очагу пожара.	Главный инженер, горный диспетчер, командир взвода ВГСЧ
2-е отделение спускается в шахту по конвейерному наклонному стволу, следует на конвейерный уклон и через конвейерный штрек выходит к очагу пожара.

5. Экономическая часть

5.1 Анализ рынка сбыта продукции. Оценка конкурентоспособности

Уголь является стратегическим видом энергетических ресурсов страны, способным на самую длительную календарную перспективу обеспечить энергетическую безопасность России.

Наличие значительных запасов угля определяет народнохозяйственную необходимость повышения доли угля в структуре топливного баланса страны и более экономное расходование дефицитных нефтяных и газовых ресурсов.

Однако фактическая доля потребления угля в России стабильно низкая - вдвое меньше среднемирового уровня. Позитивных сдвигов, способных изменить структуру топливного баланса страны в пользу угольного топлива, не наблюдается. По-прежнему основными потребляемыми топливно-энергетическими ресурсами являются газ и нефть.

Несмотря на призывы руководства страны увеличить долю потребления энергетического угля в топливном балансе, на высказываемое мнение о риске односторонней газовой ориентации народного хозяйства России и невзирая на прямое требование Президента повысить долю потребления угля, положение не изменяется, спрос на энергетический уголь падает и лишь в связи с ростом поставок на экспорт его добыча не уменьшается.

Угледобывающие предприятия работают с практически полным использованием своей производственной мощности. На шахтах и разрезах значительно снижена трудоемкость добычи угля и повышена производительность труда шахтеров. В последние годы существенно увеличилась рентабельность угледобывающего производства. Так, если до 2003 года ее уровень был отрицательным, то на сегодняшний день средний уровень рентабельности по отношению к активам - 6,5%. Тем не менее этот уровень недостаточен для обеспечения нормальной деятельности угледобывающих предприятий и не может обеспечить финансирование целого ряда затрат, производимых только за счет чистой прибыли. В их числе: затраты предприятия на совершенствование производственного процесса, улучшение условий труда и техники безопасности, на решение социальных проблем коллективов предприятий, предусмотренных коллективным договором, на выплату дивидендов держателям акций предприятий и др.

Препятствием для дальнейшего роста рентабельности угледобывающего производства является недостаточная конкурентоспособность и экономическая эффективность реализации энергетических углей на внутрироссийских топливных рынках.

Учитывая, что доля этих углей составляет основную часть всей добычи угля (74%), данный фактор является существенным тормозом роста эффективности угледобывающего производства.

Многие предприятия, добывающие и реализующие энергетические угли на внутрироссийских топливных рынках, совсем не имеют прибыли, либо работают с рентабельностью, не обеспечивающей их нормальную работу.

Государство, устанавливая заниженные внутрироссийские цены на газ, реализуемый промышленным предприятиям (свыше 80% потребности), искусственно усиливает экономическую заинтересованность потребителей в предпочтительном использовании газового топлива. В результате спрос внутрироссийских потребителей на энергетический уголь снижается, цены падают ниже издержек угледобывающих предприятий и доля потребления угля в структуре топливного баланса страны продолжает находиться на стабильно низком уровне, что снижает эффективность угледобывающего производства.

5.2 Мероприятия по освоению проектной мощности в нормативные сроки

Организация подготовки к освоению проектной мощности и освоение ее в нормативные сроки должны включать комплекс мероприятий, в результате которых процесс освоения мощности и его организация доводится до степени, обеспечивающей ритмичную работу участка в начальный и последующие периоды эксплуатации.

Проектная мощность участка Казанковского после сдачи в эксплуатацию составляет 1 млн. тонн угля в год. Проектная мощность участка 1,5 млн. тонн в год осваивается во второй год эксплуатации.

Для обеспечения проектной мощности участка на момент сдачи в эксплуатацию должны быть выполнены горные работы в объеме 327,14 м³ в свету.

Из горных выработок должны быть пройдены на всю длину путевой, людской и конвейерный наклонные стволы, восточные бремсберги, комплекс выработок по водоотливу, выработки по нарезке двух очистных забоев, смонтированы два комплекса КМ-142 и транспортная конвейерная линия.

Из объектов на поверхности следует осуществить строительство вентиляторной установки ВОД-30М, АБК, котельную, погрузочную станцию с технологическим комплексом, мех.цех и необходимых сетей и коммуникаций по электроснабжению, водоснабжению, теплофикации и канализации.

В соответствии с календарным планом развития добычи и необходимым объемом проведения горных выработок для воссоздания фронта очистных работ составлен график проведения подготовительных выработок.

Для воссоздания фронта очистных работ и освоения проектной мощности необходимо в первые два года пройти 15 085 метров подготовительных выработок, 1 325 м выработок, проходимых вприсечку к выработанному пространству и в объеме 3 600 м³ заездов и камер.

Выполнение такого объема подготовительных выработок обеспечивается в первые два года работы четырех проходческих бригад. В последующие годы необходимо будет проходить в среднем в год 5 075 м подготовительных выработок, заездов и камер в объеме 65 м³, что обеспечивается работой двух проходческих бригад.

5.3 Капитальные вложения

Капитальные затраты на строительство участка Казанковского определены сводным сметным расчетом. Определена предельная договорная цена с учетом дополнительных затрат подрядчика по компенсации налогов с продаж и 30% нормы рентабельности. Структура капитальных затрат по направлениям приведена в таблице 5.1.

Таблица 5.1. Капитальные затраты по направлениям

Наименование затрат	Сумма затрат, тыс.руб
Горные выработки	2 628 375,3
Здания и сооружения	1 427 888,4
Оборудование	550 475,4
Монтажные работы	317 802
Прочие работы и затраты	652 184,1
ВСЕГО	5 576 725,2
в том числе строительно-монтажных работ	4 374 065,7
Возвратные суммы	203 268
Лимитно-договорная цена строительно-монтажные работы и затраты связанные со строительством	7 950 987,6
Приобретение оборудования	550 475,4
Общие капитальные затраты на строительство участка	8 501 463

5.4 Основные промышленно-производственные фонды и нормируемые оборотные средства

 

Основные промышленно-производственные фонды

Таблица 5.2. Стоимость и структура основных фондов на момент освоения проектной мощности.

Наименование	Вводимые основные фонды на момент освоения проектной мощности, тыс. руб.
	за счет капзатрат	за счет прочих источников	ВСЕГО
Горные выработки	2 824 518	-	2 824 518
Промышленные здания и сооружения а) связанные с отработкой запасов	723 993	-	723 993
б) не связанные с отработкой запасов	372 312	-	372 312
Оборудование и монтаж	646 573,2	82 872	729 445,2
ИТОГО	4 567 369,2	82 872	4 650 268,2
в том числе активная часть, %	-	-	15,7%

Таблица 5.3. Стоимость основных промышленно-производственных фондов, вводимых за счет капитальных вложений

Наименование	Стоимость, тыс.руб.
Капитальные вложения	5 576 725,2
Стоимость вводимых основных промышленно-производственных фондов - всего	5 576 725,2
в том числе: а) для постоянной эксплуатации	4 567 396,2
б) амортизируемые в первые годы эксплуатации	591 060
в) передаваемые на баланс сторонних организаций	418 269
- Кузбассэнерго	63 600
- ПТУ Южкузбассуголь	3 010 890
- Управлению рекультивацией	1 200
- Управлению сельского хозяйства	52 380

Нормируемые оборотные средства

Стоимость нормируемых оборотных средств по участку определена по "Нормативам для расчета нормируемых оборотных средств в проектах угольных шахт".

_об=0,28∙М+1,8∙К+0,013∙С, тыс. руб,

где М - годовая сумма затрат на материалы и привозное топливо без железобетонной и металлокрепи, тыс.руб;

% - норматив на образование запасов материалов;

К - стоимость погашения металлической и железобетонной крепи, тыс.руб;

% - норматив на расходы будущих периодов;

С - производственная себестоимость годового выпуска товарной продукции, тыс.руб;

,3% - норматив на готовую продукцию.

_об=0,28∙100 407+1,8∙58 704+0,013∙1 241 400=149 919,36 тыс. руб

Для обеспечения трехдневного запаса угля на угольном складе подсчитана дополнительная сумма оборотных средств.

Н =, тыс. руб;

где С_т.п - производственная себестоимость годового объема товарной продукции, тыс. руб; Q_у.с - емкость угольного склада, дни; К_н - коэффициент наполнения; 357 - количество рабочих дней по отгрузке угля.

Н =  = 5 216 тыс.руб.

Норматив нормируемых оборотных средств для нормальной хозяйственной деятельности должен составить 153 395,1 тыс.руб.

5.5 Себестоимость добычи угля

Себестоимость добычи угля рассчитана по элементам затрат в действующих ценах и нормах.

Сводные данные по эксплуатационным расходам и себестоимости 1 тонны угля по элементам затрат приведены в таблице 5.3.

Таблица 5.3. Эксплуатационные расходы и себестоимость одной тонны угля

Элементы затрат	Эксплуатационные расходы, тыс.руб.	Себестоимость 1 т, руб
		в оптовых цена	в рыночных ценах
Материалы	159 111	106,2	189
Топливо	9 153	6	9
Электроэнергия	46 140	30,9	40
Заработная плата	376 416	250,8	378
Начисления на заработную плату	139 275	92,7	141
Амортизация	318 885	212,7	318
Прочие денежные расходы	155 958	103,8	123
Услуги промышленного характера	36 480	24,3	36
Производственная себестоимость	1 241 418	827,4	1 224
Внепроизводственные и централизованные расходы	22 500	15	18
Полная себестоимость	1 263 918	842,4	1 242

Себестоимость добычи одной тонны угля в рыночных ценах определена укрупненно по расчетам показателей шахты.

Расчет себестоимости по элементам затрат

Заработная плата

Годовой фонд заработной платы для рабочих, ИТР и служащих определяем по "Методическим рекомендациям по расчету фонда заработной платы в проектах угольных и сланцевых шахт, разрезов, обогатительных фабрик".

Годовой фонд заработной платы с учетом компенсации в связи с повышением цен на товары и услуги, а также среднемесячная заработная плата по категориям трубящихся приведены в таблице 5.4.

Таблица 5.4. Годовой фонд заработной платы

Категория трудящихся (сумма компенсации, руб)	Среднесписочная численность, чел.	Годовой фонд заработной платы, тыс.руб.	Среднемесячная зарплата, руб.
Подземные рабочие (4 095)	686	237 345 (33 711)	32 910
ИТОГО	686	271 056
Рабочие на поверхности (3 120) (2 340)	288 62 226	49 803 2 322 6 345	288	58 470	16 920
Рабочие по добыче	974	329 526	28 200
ИТР и служащие МОП (4 095) (3 120) (2 340)	145 110 6 29	40 446 5 406 225 813	26 949
ИТОГО	145	46 890
Всего по шахте	1119	376 416	28 032

Отчисление на страхование

Размер отчислений на страхование установлен в размере 37 % от годового фонда заработной платы и составляет

376 416 ∙ 0,37 = 139 273,92 тыс. руб.

6. Технологические решения при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений брахисинклинального типа

6.1 Анализ исследований технологических схем разработки угольных месторождений брахисинклинального типа

6.1.1 Современные направления развития подземной технологий отработки угольных пластов на шахтах России и за рубежом

Россия является одним из мировых лидеров по производству угля. В ее недрах сосредоточена треть мировых ресурсов угля и пятая часть разведанных запасов - 193,3 млрд т. Из них 101,2 млрд т бурого угля, 85,3 млрд т каменного угля (в том числе 39,8 млрд т коксующегося) и 6,8 млрд т антрацитов. Промышленные запасы действующих предприятий составляют почти 19 млрд т, в том числе коксующихся углей - около 4 млрд т.

В пределах Российской Федерации находятся 22 угольных бассейна и 129 отдельных месторождений. Добыча угля ведется в семи федеральных округах, 25 субъектах Российской Федерации и в 85 муниципальных образованиях России, из которых 58 являются углепромышленными территориями на базе градообразующих угольных предприятий. В отрасли задействовано около 170 тыс. человек, а с членами их семей - более 700 тыс. человек. С угольной отраслью России связано (вместе с членами семей шахтеров и смежниками) около 3 млн человек.

В России уголь потребляется во всех субъектах Российской Федерации. Основные потребители угля на внутреннем рынке - это электростанции и коксохимические заводы. Из угледобывающих регионов самым мощным поставщиком угля является Кузнецкий бассейн - здесь производится более половины (57%) всего добываемого угля в стране и три четверти (76%) углей коксующихся марок.

Наиболее перспективными по запасам и качеству угля, состоянию инфраструктуры и горнотехническим возможностям являются, помимо предприятий Кузбасса, также разрезы Канско-Ачинского бассейна, Восточной Сибири и Дальнего Востока, дальнейшее развитие которых позволит обеспечить основной прирост добычи угля в отрасли.

Добыча угля в России за 2012 г. составила 354,8 млн т. Она увеличилась по сравнению с 2011 г. на 18,1 млн т, или на 5%. Поквартальная добыча составила: в первом - 85,7; во втором - 84,6; в третьем - 89,6; в четвертом - 94,9 млн т (на 5,3 млн т, или на 6% выше предыдущего квартала).

Подземным способом добыто 105,9 млн т угля (на 5,2 млн т, или на 5% больше, чем годом ранее). Поквартальная добыча угля подземным способом составила: в первом - 25,6; во втором - 25,1; в третьем - 28,9; в четвертом - 26,3 млн т (на 2,6 млн т, или на 9% меньше предыдущего квартала).

В 2012 г. проведено 458 км горных выработок (на 4 км, или на 1% ниже уровня 2011 г.), в том числе вскрывающих и подготавливающих выработок - 363 км (на 0,3 км, или на 0,1% меньше, чем годом ранее). При этом уровень комбайновой проходки составляет 82% общего объема проведенных выработок.

Добыча угля открытым способом составила 248,9 млн т (на 12,9 млн т, или на 6% выше уровня 2011 г.). Удельный вес открытого способа в общей добыче составил 70% (на уровне, что годом ранее).

Гидравлическим способом за 2012 г. добыто 1129 тыс. т (на 104 тыс. т, или на 8% ниже уровня 2011 г.). Гидродобыча ведется в ООО "Объединение "Прокопьевскуголь" (добыто 1034 тыс. т) и в ООО "Шахта Коксовая-2" (добыто 95 тыс. т).

Рис.6.1 Добыча угля в России (по способам добычи), млн т

В 2012 г. по сравнению с 2011 г. отмечен рост объемов добычи угля во всех четырех основных угольных бассейнах: в Кузнецком - на 9,5 млн т, или на 5% (добыто 201,5 млн т), Канско-Ачинском - на 1,9 млн т, или на 5% (добыто 41,5 млн т), Печорском - на 275 тыс. т, или на 2% (добыто 13,7 млн т) и Донецком - на 394 тыс. т, или на 8% (добыто 5,6 млн т).

Предприятия СУЭК добыли 97,5 млн тонн угля в 2012 г.За 2012 г. предприятия ОАО "Сибирская угольная энергетическая компания" (ОАО "СУЭК") добыли 97,5 млн т угля.

Объемы реализации в 2012 г. выросли на 3% по сравнению с предыдущим годом, составив 91,8 млн т угля. Российским потребителям реализовано 52,9 млн т угля, что на 4% ниже показателей 2011 г., из которых 40,5 млн т было отгружено на предприятия электроэнергетики.

Объёмы международных продаж увеличились на 15% и составили 38,8 млн т угля, при этом экспорт собственного угля вырос на 20% и составил 36,1 млн т угля. Основные направления международных продаж - Южная Корея, Великобритания, Китай, Япония, Тайвань, Польша, Израиль и Германия.

ОАО "Сибирская угольная энергетическая компания" (СУЭК) - крупнейшее в России угольное объединение по объему добычи. Компания обеспечивает около 30% поставок угля на внутреннем рынке и более 25% российского экспорта энергетического угля. Филиалы и дочерние предприятия СУЭК расположены в Забайкальском, Красноярском, Приморском и Хабаровском краях, Кемеровской области, в Бурятии и Хакасии.

В 2012 г. среднесуточная добыча угля из одного действующего очистного забоя по сравнению с 2011 г. увеличилась с 2742 т на 6% и составила в среднем по отрасли 2901 т.

Среднесуточная нагрузка на комплексно-механизированный очистной забой составила 3656 т и увеличилась по сравнению с 2011 г. с 3497 т на 5%, а на лучших предприятиях она значительно превышает среднеотраслевой показатель.

По итогам работы в 2012 г. среднемесячная производительность труда рабочего по добыче угля составила 216,9 т. Годом ранее производительность труда была 208,4 т/мес., т.е. она увеличилась на 4%. При этом производительность труда рабочего на шахтах составила 144,3 т/мес., на разрезах - 303 т/мес. За десятилетие производительность труда рабочего возросла почти в 2 раза (в 2000 г. она составляла в среднем 110,3 т/мес.).

Основные показатели работы угольной отрасли России за 2012 г.

Показатели	2012 г.	2011 г.	К уровню 2011 г., %
Добыча угля, всего, тыс. т:	354 844	336 722	105,4
- подземным способом	105 968	100 720	105,2
- открытым способом	248 876	236 002	105,5
Добыча угля на шахтах, тыс. т	110 417	102 679	107,6
Добыча угля на разрезах, тыс. т	244 427	234 043	104,4
Добыча каменных углей, тыс. т	279 045	261 294	106,8
- в том числе антрацитов, тыс. т	11 240	9 961	112,8
Добыча бурых углей, тыс. т	75 799	75 428	100,5
Добыча угля для коксования, тыс. т	77 185	67 960	113,6
Переработка угля, всего тыс. т:	148 863	134 291	110,9
- на фабриках	139 448	125 785	110,9
- на установках механизированной породовыборки	9 415	8 506	110,7
Поставка российских углей, всего тыс. т	314 487	304 860	103,2
- из них потребителям России	184 073	187 774	97,9
- экспорт угля	130 414	117 086	111,4
Импорт угля, тыс. т	31 197	32 237	96,8
Поставка угля потребителям России с учетом импорта, тыс. т	215 270	220 011	97,8
Среднесписочная численность работников всего персонала предприятий угледобычи и переработки, чел.:	159 531	160 219	99,6
Среднесписочная численность работников по основному виду деятельности, чел.:	154 875	155 932	99,3
- в том числе рабочих по добыче угля	99 688	99 380	100,3
- на шахтах	54 107	55 072	98,2
- на разрезах	45 581	44 308	102,9
Среднемесячная производительность труда рабочего по добыче угля, т	217	208	104,1
Среднемесячная заработная плата одного работника, руб.	35 861	32 156	111,5
Среднесуточная добыча угля из одного действующего очистного забоя, т	2 901	2 742	105,8
Среднесуточная добыча угля из одного комплексно-механизированного забоя, т	3 656	3 497	104,6
Проведение подготовительных выработок, тыс. м	458	462	99,1
Вскрышные работы, тыс. куб. м	1 561 372	1 451 936	107,5

6.1.2 Анализ способов и схем вскрытия брахисинклинальных складок

Брахисинклиналь представляет собой короткую синклинальную складку осадочных пород и имеет в плане овальную форму. Угольные пласты и вмещающие породы с периферии складки наклонены к ее центру. Линии выходов пластов под наносы изображаются в виде концентрических овальных колец.

На рис. 6.4 и 6.5 в качестве примера приведены вертикальный разрез и карта выходов свиты пластов под наносы Чичербаевского геологического участка Ерунаковского геолого-экономического района Кузнецкого угольного бассейна. Эта брахисинклинальная складка вмещает 27 угольных пластов. Балансовые запасы категорий A+B+С, составляют 209,16 млн.т.

Анализ геологического строения и форм залегания пластов основных угольных бассейнов России позволил установить следующие особенности угольных месторождений брахисинклинального типа от других форм (брахиантиклиналь, антиклиналь и др.):

1. Изменение степени метаморфизма угля. Сверху, в центре брахисинклинали залегают более молодые породы, следовательно, и пласты с менее ценным углем. В этой связи запасы угля верхних пластов по разным причинам переводят в забалансовые или временно консервируют.

Рис. 6.4. Чичербаевская брахисинклинальная складка Ерунаковского геолого-экономического района Кузнецкого угольного бассейна:

а - вертикальный разрез;

б - карта выходов пластов под наносы

Рис. 6.5.Вскрытие брахисинклинальной складки вертикальными и наклонными стволами

2. Угол падения пластов от центра складки к ее периферии постепенно увеличивается и вблизи выходов под наносы угольные пласты, как правило, не отрабатываются из-за отсутствия эффективной технологии отработки наклонных и крутонаклонных пластов.

. Ограничение запасов угля границами брахисинклинальных складок. Выделенные особенности залегания пластов в брахисинклинальных складках ограничивают область применения традиционных схем вскрытия, подготовки и отработки запасов угля по следующим факторам:

необходимость применения комплексного подхода при разработке схемы полного или поэтапного вскрытия всего месторождения;

применение традиционных схем подготовки и отработки с неоптимальными технологическими параметрами для отдельных выемочных полей из-за их ограниченных размеров;

ограничение длины очистного забоя при отработке пластов на участках с переменным углом падения;

повышение требований к безопасности горных работ при отработке пластов на обводненных участках под наносами, с углами падения пластов больше 20° на границах складки, увеличении газоносности и горного давления от периферии вниз к центру брахисинклинальной складки и др.

На этапе проектирования возникает необходимость выбора оптимального варианта вскрытия, подготовки и отработки угольных пластов.

В горной практике применяются варианты разработки месторождений брахисинклинального типа с использованием следующих схем строительства и эксплуатации горных предприятий:

1)  последовательная схема с одногоризонтным вскрытием всех запасов угля брахисинклинальной складки;

2) последовательно-параллельная схема с делением брахисинклинальной складки на шахтные поля и отработкой пластов каждого шахтного поля по индивидуальной схеме;

3) параллельная с опережающей отработкой части брахисинклинальной складки по временным схемам (пионерными блоками) и одновременным развитием работ по вскрытию, подготовке и отработке запасов угля по постоянной схеме на других блоках или шахтных полях брахисинклинали;

Последовательная схема строительства и эксплуатации шахты с одногоризонтным вскрытием всех, или большей части, запасов угля брахисинклинальной складки применяется при глубине залегания пластов до 400 м. При ограниченных запасах угля в брахисинклинальной складке применяется индивидуальная схема отработки, а при больших запасах возможно деление брахисинклинали на блоки.

Вскрытие брахисинклинали осуществляется центральными и фланговыми вертикальными или наклонными стволами, как правило, по бесквершлажной схеме (рис. 6.4, 6.5). Для одногоризонтного вскрытия необходимо вложение на длительный период больших инвестиций. Поэтому, одновременное вскрытие всех запасов угля брахисинклинальной складки применятся редко. Однако, применение этого варианта вскрытия позволяет существенно снизить эксплуатационные затраты за счет применения постоянных схем проветривания, водоотлива, транспорта и др. Это подтверждается опытом работы шахт Донбасса, Кузбасса, Карагандинского бассейна. Применение одногоризонтного вскрытия угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальных складок, в современных рыночных условиях России маловероятно, так как при вложении крупных инвестиций со сроком окупаемости более 5-7 лет предпринимательский риск может быть катастрофическим.

Последовательно-параллельная схема строительства и эксплуатации нескольких шахт в пределах брахисинклинальной складки широко применяется в горной практике. Для этого брахисинклиналь по площади и глубине делится на отдельные шахтные поля и каждое шахтное поле отрабатывается по индивидуальной схеме.

В качестве примера можно привести опыт разработки Байдаевского месторождения в Кузнецком бассейне (рис. 6.6). В Байдаевском геолого-экономическом районе угольные пласты залегают в виде нескольких брахисинклинальных складок. Размеры складок составляют 10-20 км. Углы падения пластов изменяются от 60-70° на выходах пластов под наносы до 2-5° в мульде складки.

Рисунок 6.6 - Схема разработки Байдаевской и Антоновско-Есаульской брахисинклинальных складок угольных пластов Кузнецкого бассейна

Применение последовательно-параллельной схемы строительства и эксплуатации горных предприятий позволяет сократить объем инвестиций в период освоения месторождения, накопить финансовые средства для строительства новых шахт, а также улучшить проектные, технологические и технические решения при строительстве новых шахт.

Сущность параллельной схемы строительства и эксплуатации шахт состоит в реализации поэтапного подхода:

разрабатывается генеральная схема освоения месторождения, выделяются пионерные блоки и оптимизируется очередность их отработки;

осуществляется проектирование, строительство и эксплуатация пионерных блоков в соответствии с графиком строительства;

параллельно с отработкой пионерных блоков проводятся горнокапитальные работы для вскрытия всего месторождения;

осуществляется доработка месторождения по постоянной схеме. Параллельная схема строительства и эксплуатации горного предприятия в пределах брахисинклинальной складки позволяет повысить фондоотдачу капитальных вложений и рентабельность предприятия.

В качестве примера применения параллельной схемы строительства и эксплуатации шахт можно привести производственный опыт освоения Антоновско-Есаульского и Кушеяковского геологических участков в Кузбассе. На этих геологических участках в настоящее время ведут горные работы шахты "Полосухинская", "Антоновская", "Есаульская", "Абашевская" (Кушеяковский район) и "Новокузнецкая". Устойчивая работа этих шахт подтверждается высокими технико-экономическими показателями. Так, по шахте "Есаульская" в 1999г. производительность труда рабочего составила 106,9 т/месяц, а себестоимость угля - 103,6 руб. Для сравнения, по компании АО УК "Кузнецкуголь" за этот период производительность труда рабочего равна 58,1 т/месяц, а себестоимость угля -155,3 руб.

Опыт применения параллельной схемы строительства и эксплуатации горных предприятий, кроме положительных признаков, показал и следующие ее недостатки:

совмещение горных и строительных работ во времени и пространстве всегда приводит к опережению работ по эксплуатации и, как следствие, к применению временных схем;

отработка угольных пластов по временным схемам приводит к низкому коэффициенту использования забойного оборудования из-за ограничений по вентиляции, водоотливу, подъему и др.

Как следует из проведенного краткого анализа производственного опыта и результатов научных исследований, в настоящее время отсутствует единая технологическая схема разработки брахисинклинальных складок.

6.1.3 Анализ технологических схем вскрытия, подготовки и отработки запасов угольных пластов залегающих в виде брахисинклиналей

Как правило вскрытие, подготовка и отработка угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали осуществляется следующим образом: стволы конвейерный (1) и вспомогательный (2) проводят с дневной поверх-ности вдоль продольной оси (3) брахисинлинали (рис. 6.7). От наклонных стволов проводятся наклонные выработки (4) центральных выемочных участков (5) и подготовительные выработки (6), оконтуривающие выемочные участки (7), на крыльях складки. Указанные выработки проходят по пласту до фланговых стволов (8).

При разработке пластов с углом падения а в направлении продольной оси брахисинклинали более 18°, конвейерный наклонный ствол проходят по породе с уклоном 6-18°, обеспечивающим транспортировку угля конвейерами.

Отработку пластов производят по бесцеликовой технологии участками по направлению залегания брахисинклинали. При разработке обводненных и пожароопасных угольных пластов принимают восходящий порядок отработки выемочных участков, начиная от продольной оси складки. Уголь из очистных и подготовительных забоев транспортируется по выработкам, оборудованными ленточными конвейерами, до конвейерного ствола, по которому уголь выдается на промплощадку шахтоучастка. Доставка материалов и оборудования до забоев осуществляется по вспомогательному наклонному стволу и подготовительным выработкам, оборудованным рельсовыми путями или монорельсовыми дорогами. Спуск-подъем людей осуществляется монорельсовой дорогой, оборудованной в конвейерном наклонном стволе. Доставку людей, материалов и оборудования по фланговым наклонным стволам, расположенным на границе блока шахтоучастка, и его ходкам осуществляют напольными дорогами.

Рисунок 6.7 - Технологическая схема вскрытия, подготовки и разработки части пласта брахисинклинали: 1, 2 - соответственно, конвейерный и вспомогательный ствол; 3 - ось брахисинклинали; 4, 6 - подготовительные выработки; 5, 7 - выемочные столбы; 8 - фланговые стволы; 9 - поперечная ось брахисинклинали; 10 - насосная камера; 11 - ходок; 12 - водосборник; 13 - механизированный комплекс; 14 - выход пласта под наносы; 15 - наносы; 16, 17 - → направление движения воздуха; 18 - → направление транспортирования.

Воздух в шахту подается по вспомогательному стволу нагнетательным вентилятором с подогревом воздуха в холодное время года. Для проветривания выемочных участков используют прямоточную схему с управляемым газовыделением, подсвежением исходящей струи и выдачей отработанного воздуха на поверхность по фланговым наклонным стволам.

Таким образом, данная технологическая схема, предусматривающая вскрытие центральными и фланговыми стволами, проведение от них капитальных выработок, оконтуривание выемочных участков подготовительными выработками по простиранию позволят сократить объем вскрывающих выработок и снизить затраты на строительство отдельных шахтоучастков.

Для уменьшения протяженности вскрывающих и подготавливающих выработок при разработке угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали с углом падения не более 12° была предложена технологическая схема, предусматривающая вскрытие центральными и фланговыми наклонными стволами, соединенными подготовительными выработками на контакте угольного пласта и наносов по периметру брахисинклинали. Вскрытие и подготовку предлагается осуществлять проведением с дневной поверхности центральных конвейерного (1) и вспомогательного (2) наклонных стволов с уклоном а не более 12° вдоль продольной оси (3) брахисинклинали, а от центральных стволов в последующем осуществлять проведение бремсбергов (4, 5) или основных штреков (6, 7) (рис. 6.8, 6.9).

Бремсберги и основные штреки на контакте пласта с наносами соединяют подготовительными выработками (9) с фланговыми стволами (10), а бремсберги и основные штреки с фланговыми стволами (12) соединяют дополнительными штреками (13), оконтуривающими выемочные столбы (14).

Вариантами данной схемы являются:

центральные и фланговые стволы соединяют посредством бремсбергов со стороны центральных стволов и штреков со стороны фланговых стволов,

бремсберги сопрягают с центральными стволами под углом не менее 90°,

бремсберги соединяют с фланговыми стволами дополнительными штреками на всем протяжении угольного пласта вдоль поперечной оси брахисинклинали в процессе отработки пласта.

В 1988 г. Попковым Е.М. и Попковым М.П. для повышения концентрации очистных работ на пластах со сложной гипсометрией, залегающих в виде брахисинклинали, была разработана следующая технологическая схема (рис. 6.6).

Шахтное поле делят на бремсберговую (1) и уклонную (2) части путем проведения главных штреков, откаточного (3) и конвейерного (4), от которых в обе стороны через 500-1200 м проводят парные наклонные выработки - вспомогательные (5) и конвейерные (6). Протяженность выемочного поля по простиранию пласта принята 5 км, а наклонная высота бремсберговой и уклонной частей поля по 500 м каждая. При этом бремсберговая и уклонная части разделены на выемочные столбы (7, 8, 9, 10).

Главный откаточный штрек проводят на горизонте согласно гипсометрии пласта (11) с опережением забоя главного конвейерного штрека на длину, равную расстоянию между смежными парами наклонных выработок. Главный конвейерный штрек при этом проходят сонаправленно с главным откаточным штреком по ломаной прямой, обеспечивающей направление проведения выемочных штреков, оконтуривающих в бремсберговых и уклонных частях поля выемочные столбы, отрабатываемые одновременно в одном направлении с проведением главных и выемочных штреков. Расстояние между смежными выемочным штреками в бремсберговых и уклонных частях поля, между которыми по плату проводят главные штреки, принимают не менее длины очистного забоя.

Рисунок 6.8 - Схема вскрытия и подготовки пласта центральными стволами и бремсбергами, сопряженными со стволами вблизи наносов под тупым углом β

Рисунок 6.9 - Схема вскрытия и подготовки пласта центральными стволами и подготовительной выработкой в виде основного штрека

Наклонные выработки (конвейерные и вспомогательные), проходят по пласту. Угол примыкания наклонных выработок к главному конвейерному штреку в плоскости пласта для обеспечения надежного перехода наклонных выработок очистными забоями (18) принимается равным 35-55°. Расстояние между самими наклонными выработками для надежной их изоляции друг от друга принимается равным 50 - 100 м. Принята бесцеликовая технология добычи полезного ископаемого с одновременной отработкой бремсберговой и уклонной частей поля. Отработку выемочных столбов в бремсберговой и уклонной частях поля ведут с переходом очистными забоями, оборудованными механизированными комплексами, наклонных выработок. Эксплуатационные потери полезного ископаемого по предлагаемому способу практически исключаются. Выемочные столбы отрабатываются с подвиганием очистных забоев к границе поля на всем протяжении выемочного поля без перемонтажей оборудования механизированных комплексов. После отработки бремсберговой и уклонной частей от границы поля начинают отрабатывать выемочные столбы (19), в центре которых пройдены главные штреки. Отработку указанных столбов ведут также механизированными комплексами. Уголь из очистных и подготовительных забоев транспортируют вначале по выемочным штрекам, оборудованным конвейерами, до наклонных выработок, затем он доставляется до главного конвейерного штрека, по которому полезное ископаемое доставляется до главного конвейерного уклона (20). Доставку материалов и оборудования до забоев производят вначале по главному уклону (21), оборудованному рельсовыми путями или монорельсовой дорогой, и к главному откаточному штреку до вспомогательных наклонных выработок, по которым они доставляются до выемочных штреков, оборудованных средствами доставки.

Свежий воздух на участки подают по главному уклону, затем по главному откаточному штреку до наклонной выработки, от которой по выемочным штрекам свежий воздух доставляется в забои. Проветривание выемочных участков осуществляется по прямоточной или возвратноточной схемам. Отработанный воздух из забоев направляют вначале по выемочным штрекам до наклонной выработки, затем по главному конвейерному штреку до главного конвейерного уклона и людского ходка (22), по которым отработанный воздух направляется на поверхность или в общеисходящую струю шахты. В работе представлена технологическая схема вскрытия и подготовки угольных пластов центральными и фланговыми стволами, проводимыми до мульдовой части брахисинклинали. Вскрытие и подготовка осуществляется центральными конвейерным и вспомогательным и фланговыми стволами, проводимыми по угольному пласту до границы мульдовой части брахисинклинали. При этом центральные столбы проводятся вдоль продольной оси, а фланговые - вдоль поперечной оси брахисинклинали и соединяются с основным штреком, оконтуривающим мульдовую часть брахисинклинали. Отработка запасов полезных ископаемых, расположенных выше основного штрека, осуществляется длинными столбами по простиранию пласта, а запасы, расположенные ниже основного штрека, отрабатывают по падению, простиранию или восстанию.

Рисунок 6.10 - Схема вскрытия, подготовки и разработки пологих и наклонных пластов угольных месторождений в виде брахисинклинали: 1 - промплощадка; 2, 3 - продольная и поперечная оси брахисинклинали; 4, 5 - центральный конвейерный и вспомогательный стволы; 6, 7 - фланговые стволы; 8 - основной штрек кольцевого типа; 9 - граница мульдовой части; 10 - подготовительная выработка; 11 - выемочный столб.

Способ подготовки и разработки пологих и наклонных угольных пластов осуществляется следующим образом (рис. 6.11). Центральные конвейерный (1) и вспомогательный (2) и фланговые (3) наклонные стволы проходят по вскрываемому угольному пласту до границы мульдовой части (4) брахисинклинали. При этом центральные стволы проходят вдоль продольной оси (5), а фланговые вдоль поперечной оси (6) брахисинклинали.

Стволы соединяют подготовительной выработкой в виде кольцевого основного штрека (7), оконтуривающего мульдовую часть (4) брахисинклинали. Угол падения пласта α на крыльях складки брахисинклинали может достигать 25°. Предельный угол падения пласта α< 25° в этом месте брахисинклинали принят из условий проведения наклонных выработок (8, 9) в пределах участка под углом к горизонтальной плоскости залегания пласта не более 18°.

Отработку запасов полезных ископаемых, расположенных выше основного штрека (7), осуществляется длинными столбами по направлению залегания пласта (10), а запасы расположенные ниже основного штрека (7), отрабатывают по спиральной схеме лавой (11), оконтуренной выемочными штреками (12,13) и, размещенной по направлению залегания пласта, с плавным переходомвитков спирали, шириной, равной длине очистного забоя (14) от продольной оси (5) складки к подготовительной выработке, выполненной в виде кольцевого основного штрека (7).

Рисунок 6.11 - Схема отработки мульдовой части брахисинклинали: 1, 2 - центральный конвейерный и вспомогательный стволы; 3 - фланговый ствол; 4 - граница мульдовой части; 5, 6 - продольная и поперечная оси брахисинклинали; 7 - кольцевой основной штрек; 8, 9 - парная наклонная выработка; 10 - выемочный столб; 11 - отработка по спиральной схеме; 12, 13 - выемочные штреки; 14 - очистной забой; 15 - конвейерный штрек; 16 - промплощадка пласта.

Для повышения надежности проветривания выемочного участка, отрабатываемого по спиральной схеме, основной штрек (7), предназначенный для доставки материалов, оборудования, людей и свежего воздуха и конвейерный штрек (15), предназначенный для транспортировки угля и выдачи отработанного воздуха, соединяют с выемочными штреками (12,13), оконтуривающими лаву (11), наклонными выработками (8, 9), которые проходят на обоих крыльях складки мульдовой части брахисинклинали.

Уголь из очистных и подготовительных забоев транспортируют по выработкам, оборудованным конвейерами, до конвейерного наклонного ствола (1), по которому уголь выдается на промплощадку (16) шахтоучастка. Доставку материалов и оборудования до забоев осуществляется по вспомогательным наклонным стволам (2) и подготовительным выработкам, оборудованным рельсовыми путями или монорельсовой дорогой. Спуск-подъем людей осуществляют монорельсовой дорогой, оборудованной в ходке (2). Воздух в шахту подают по вспомогательным наклонным стволам (2) нагнетательными вентиляторами с подогревом воздуха в холодное время года. Для проветривания выемочных участков используют как прямоточную, так и возвратноточную схемы вентиляции. Данная технологическая схема позволяет повысить эффективность разработки мульдовой части брахисинклинали комплексами с углом падения крыльев складки до 25°.

Недостатком способа является его невысокая эффективность, особенно при разработке свиты сближенных угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальной складки. Этот недостаток обуславливается ограниченным количеством одновременно действующих лав, так на крыльях складки между центральными и фланговыми наклонными стволами в работе может находиться только по одной лаве, что, в свою очередь, сдерживает ввод в работу нижележащих пластов и ограничивает производственную мощность шахтоучастка.

Рассмотрим технологическую схему вскрытия наклонными центральными стволами (вдоль продольной оси брахисинклинали) проводимыми до границы мульдовой части. Областью применения являются месторождения, залегающие в виде брахисинклинальной складки, с выходом пластов под наносы.

Способ подготовки и разработки пологих и наклонных угольных пластов осуществляют следующим образом (рис.6.12, 6.13).

Рисунок 6.12 - Способ подготовки и разработки пологих и наклонных угольных пластов

Рисунок 6.13 - Способ подготовки и разработки пологих и наклонных угольных пластов

С дневной поверхности вдоль продольной оси брахисинклинали (1) проводят центральные наклонные конвейерный (2), вспомогательные (3, 4) стволы и ходок (5), которые проходят по вскрываемому угольному пласту до границы мульдовой части (6) брахисинклинали и соединяют с основными путевым (7) и конвейерным (8) штреками,оконтуривающими мульдовую часть (6). От основных штреков до верхнего выемочного штрека (9), проводимого под наносами пласта (10), проводят дополнительные наклонные вспомогательные (11) и конвейерные (12) выработки. Отработку крыльев брахисинклинали ведут по простиранию пласта от центральных наклонных стволов (2, 3, 4, 5) с опережением на всем протяжении поля верхних выемочных участков (13). Монтаж механизированных комплексов осуществляют в монтажных камерах (14) с заездом в них с наклонных стволов (3, 4). На крыльях складки одновременно находятся в работе по две, три лавы (может быть и более) и по одной лаве - в резерве. Выемочные штреки (9) проводят на крыльях складки под наносами пласта (10), а конвейерные выемочные штреки (15) формируют по мере подвигания очистных забоев (16). При отработке последующих выемочных участков верхний сформированный выемочный штрек (15) используется как вентиляционный, а нижний - как конвейерный.

Уголь из очистных забоев транспортируется по сформированному выемочному штреку (15), наклонной выработке (12) и конвейерному основному штреку (8) до центрального конвейерного ствола (2), затем конвейерами, установленными в стволе, уголь выдается на промплощадку (17) шахтоучастка. Доставку материалов и оборудования до забоев осуществляют по вспомогательным стволам (3, 4), основному штреку (7), наклонным выработка и выемочным штрекам, оборудованным рельсовыми путями или монорельсовой дорогой. Воздух в шахту подают по вспомогательным наклонным стволам (3, 4) нагнетательными вентиляторами с подогревом воздуха в холодное время года. Затем свежий воздух до забоев направляют по выработкам (7, 11) и верхним выемочным штрекам (15). Для проветривания выемочных участков применяется прямоточная схема проветривания с выдачей отработанного воздуха сонаправленно с потоком транспортируемого угля.

Применение способа подготовки и разработки пологих и наклонных угольных пластов с отработкой крыльев брахисинклинали длинными столбами по простиранию, начиная от центральных наклонных стволов, с опережением верхних выемочных участков позволит:

значительно сократить объем выработок, подготовленных на момент сдачи шахтоучастка в эксплуатацию;

получить значительный объем добычи полезного ископаемого одновременно с подготовкой шахтоучастка за счет поочередного ввода в работу выемочных участков;

повысить производственную мощность шахтоучастка за счет одновременной отработки ряда выемочных участков в каждом крыле брахисинклинали;

сократить потери угля в недрах земли и количество монтажно-демонтажных за счет отработки выемочных участков по простиранию пласта на всем протяжении шахтоучастка без перемонтажей оборудования;

повысить производительность труда рабочих за счет концентрации подготовительных и очистных работ и поточной отработки выемочных участков.

Одним из недостатков схемы является то, что выемочные участки подготавливают на каждом крыле брахисинклинали, а их отработку ведут обособленно, навстречу друг другу. При этом монтаж механизированных комплексов производят со стороны фланговых наклонных стволов, а их демонтаж осуществляют около центральных стволов, что приводит к значительным потерям полезного ископаемого, оставляемого в целиках, охраняющих центральные наклонные стволы. Перевод оборудования необходимо производить из отработанной лавы в новую на каждом крыле брахисинклинали, на что затрачивается много времени и средств и снижается эффективность разработки пласта.

Рассмотрим технологическую схему вскрытия угольного месторождения наклонными фланговыми (вдоль поперечной оси брахисинклинали) и погашаемыми в процессе отработки центральными (проводимыми вдоль продольной оси) стволами.

Данная схема отличается от вышерассмотренных тем, что подготовленные на одном горизонте противоположных крыльев брахисинклинали выемочные участки, разделенные центральными наклонными стволами, соединяют между собой, образуя при этом единые выемочные участки, которые отрабатывают по направлению залегания брахисинклинали, с переходом лавами этих стволов.

Областью применения схемы являются пласты с углами падения не более 10-12°. Это обусловлено тем, что отработку выемочного участка ведут вначале по простиранию, затем по падению и снова по простиранию пласта. При этом работу ведут от наклонных выработок, пройденных по падению или по восстанию пласта, т.е. от наклонных выработок, вскрывающих уклонные или бремсберговые поля.

В предлагаемом варианте разворот механизированного комплекса можно производить при разработке угольных пластов с углом падения до 25-30°, потому что отработку выемочных участков ведут только по направлению залегания брахисинклинали, то есть только по простиранию пласта на всем протяжении выемочного участка, с переходом лавами центральных наклонных стволов, пройденных вдоль продольной оси складки. Кроме того, одновременно в работе может находиться два выемочных участка с обособленным проветриванием очистных и подготовительных забоев. Это обуславливается тем, что шахтоучасток вскрывается наклонными стволами, проводимыми вдоль продольной и поперечной осей брахисинклинали.

Внедрение рассматриваемой схемы позволит:

снизить потери полезного ископаемого в недрах земли за счет выемки целиков угля, охраняющих центральные наклонные стволы, одновременно с ведением очистных работ;

сократить в два раза количество монтажно-демонтажных работ при переводе оборудования механизированных комплексов из отработанной лавы в новую за счет увеличения длины выемочных участков по направлению залегания пласта (по простиранию пласта);

одновременно проходить подготовительные выработки со стороны центральных и фланговых наклонных стволов, для обеспечения обособленного проветривания очистных и подготовительных забоев.

Недостатком этой схемы является неполнота выемки угля на выходах пласта под наносы, особенно при сложной гипсометрии, что приводит к выборочной отработке пласта в этой части. Возможны значительные утечки воздуха через выработанные пространства, особенно при разработке запасов, расположенных вблизи выхода пласта под наносы. Это способствует самовозгоранию оставленного в выработанном пространстве угля, что, как правило, приводит к остановке работ по добыче угля, снижается безопасность и эффективность разработки мощных пожароопасных угольных пластов.

Для устранения этого недостатка предлагается технологическая схема, включающая проходку наклонных стволов по пласту до границы мульдовой части брахисинклинали, проведение подготовительных выработок, оконтуривающих выемочные столбы и мульдовую часть брахисинклинали, и отработку выемочных участков в мульдовой части по падению, простиранию и восстанию в одном направлении, а на крыльях брахисинклинали - по простиранию пласта. При этом повышается безопасность разработки мощных пожароопасных угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальной складки, за счет полноты извлечения запасов угля на выходах пласта под наносы и снижения утечек воздуха через выработанное пространство на дневную поверхность (рис. 6.14).

Рисунок 6.14 - Способ разработки пологих и наклонных угольных пластов

Технологическая схема вскрытия, подготовки и разработки пологих и наклонных пластов угольных месторождений, залегающих в виде брахисинклинали, позволяющая повысить полноту выемки полезного ископаемого на выходах пластов под наносы за счет применения двух способов добычи - подземного и открытого.

Центральные конвейерный и вспомогательный и фланговые наклонные стволы проходят по вскрываемому угольному пласту до границы мульдовой части брахисинклинали. При этом центральные стволы проходят вдоль продольной оси, а фланговые - вдоль поперечной оси брахисинклинали. Стволы соединяют подготовительными выработками - основным и конвейерным штреками, оконтуривающими мульдовую часть брахисинклинали. Отработку запасов, расположенных ниже основных штреков ведут длинными столбами по падению, простиранию и восстанию в одном направлении, отработку выемочных столбов, расположенных выше основных штреков, производят по направлению залегания пласта, а отработку запасов угля, расположенных на выходах пласта под наносы, осуществляют открытым способом. При этом на контакте карьера выполняют барьерный целик шириной, равной длине очистной выработки выемочных участков, который вынимают по завершении отработки смежного столба и запасов карьера.

Одним из путей повышения эффективности отработки угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали, является концентрация ведения горных работ. Для чего шахтное поле делят вдоль поперечной оси брахисинклинали на части в виде выемочных полей, а вдоль продольной оси шахтное поле делят на панели, на границе которых при разработке верхней части поля с дневной поверхности до нижней его границы проводят парные наклонные выработки и соединяют дренажными выработками. При этом вдоль продольной оси брахисинклинали с дневной поверхности до мульдовой части пласта проводят ходки и оборудуют водоотлив, который соединяют с дренажными выработками верхней части поля дренажными выработками, проводимыми вдоль поперечной оси складки.

Отработку пластов ведут длинными столбами по падению, простиранию и восстанию с переходами очистными забоями наклонных выработок в направлении продольной оси складки, при общем восходящем порядке отработки каждой части поля в направлении поперечной оси, начиная от дренажных выработок при отработке верхней части поля и от продольной оси брахисинклинали при отработке средних частей поля.

Расстояние между конвейерным и вспомогательным уклонами каждой панели принимается из расчета возможной установки между ними шлюзовых перемычек, обеспечивающих доставку материалов и оборудования в шахтных платформах и вагонетках, и обеспечения номинального давления на крепь горных выработок во время перехода очистными забоями наклонных выработок. Принятый восходящий порядок отработки выемочных столбов создает, при разработке обводненных угольных пластов, наиболее благоприятные и безопасные условия ведения горных работ. Весь поступающий приток загрязненной воды в лаву уходит в выработанное пространство, где загрязненная вода очищается от шлама, и, уже очищенная, поступает в дренажную выработку, откуда она по наклонным дренажным выработкам поступает в камеры водоотлива и затем откачивается на поверхность. При разработке обводненных угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали, парные магистральные выработки проводят по пласту полезного ископаемого вдоль поперечной оси брахисинклинали в месте раздела выемочного поля на части А и Б, обеспечивая в одной из них, например, в части поля Б, отработку пласта вдоль продольной оси брахисинклинали длинными столбами по восстанию. Наклонные выработки для обслуживания водоотливной установки проводят до самой низкой геодезической отметки уклонного поля вдоль поперечной оси брахисинклинали и соединяют с парными магистральными выработками выемочными выработками. Отработку пласта ведут от нарезной выработки, проводимой параллельно наклонным выработкам, пройденным вдоль поперечной оси брахисинклинали, длинными столбами, с дополнительным размещением дренажных элементов в нижней части выемочной выработки первого отрабатываемого столба.

6.2 Разработка вариантов пространственно-планировочных и технологических решений по освоению угольных месторождений брахисинклинального типа

Первый вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и отработки (рис. 6.15) предлагается для эффективного и безопасного способа одновременной разработки группы обводненных пожароопасных угольных пластов, залегающих в верхней части месторождений брахисинклинального типа, позволяющего значительно уменьшить трудоемкость содержания производственной инфраструктуры и обеспечить условия повышения эффективности основных процессов, способствующих значительно увеличить производительность труда и снизить себестоимость добываемого угля. Поставленная задача достигаются тем, что при разработке группы обводненных пожароопасных угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальной складки, вскрытие пластов производят парными наклонными стволами, причем вдоль продольной оси складки до самой низкой геодезической отметке проводят парные наклонные выработки (ходки.), а под углом к поперечной оси брахисинклинали с обеих сторон продольной оси проводят промежуточные наклонные выработки (конвейерные и вспомогательные уклоны). При этом ходки и промежуточные уклоны на самой низкой геодезической отметке каждого пласта соединяют с водоотливом и выемочными выработками дренажного столба, ориентированного вдоль продольной оси складки. Для исключения подработки действующих очистных забоев при одновременном вскрытии группы пластов, их разработку производят на разных крыльях, разделенных дренажными столбами, при этом, дренажные столбы в вертикальной плоскости по отношению друг к другу смещают на 0,4-0,6 длины очистного забоя, а при разработке группы весьма обводненных угольных пластов, первоначально вскрывают нижний пласт или пласт, который имеет самую низкую проектную отметку в мульдовой части пластов. При разработке группы (рис. 6.15) обводненных пожароопасных угольных пластов А, Б, В, залегающих в виде брахисинклинальной складки и объединенных конвейерной галереей (7) в единый угледобывающий комплекс (УДК), вскрытие пластов А, Б, В вдоль продольной и поперечной оси брахисинклинали производят парными наклонными выработками (12) и (14). Вдоль продольной оси складки (3) разрабатываемых пластов А, Б, В до самой низкой геодезической отметки проводят парные наклонные выработки (ходки) (12), а под углом р к поперечной оси (4) брахисинклинали с обеих сторон брахисинклинальной оси складки (3) проводят промежуточные наклонные конвейерные и вспомогательные уклоны (14).

Ходки (12) и промежуточные уклоны (14) на самой низкой геодезической отметке каждого пласта соединяют с водоотливом (13) и выемочными выработками (15) дренажного столба (16), ориентированного вдоль продольной оси складки (3). На выходе пласта (2) под наносы (1) ходки (12) соединяют с бремсбергами (11) и вспомогательными штреками (10), которые, в свою очередь, соединяют с наклонными стволами (8, 9). Наклонные вспомогательные (8) и конвейерные (9) уклоны проводят со стороны промплощадок (5) шахтоучастков по наносам до вспомогательных штреков (10) и бремсбергов (11). Вспомогательные уклоны служат для спуска-подъема материалов, оборудования и людей, а конвейерные уклоны - для транспортировки угля на поверхность. Ходки (12) предназначены для обслуживания водоотлива (13) разрабатываемого пласта. Промежуточные наклонные конвейерные и вспомогательные уклоны (14) проводят с дневной поверхности, вначале по наносам, а затем по пласту угля с обеих сторон продольной оси складки под острым углом (30-60°) к поперечной оси брахисинклинали и выемочным выработкам (15).

Рис.6.15 Первый вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и одновременной отработки группы обводненных пожароопасных угольных пластов: 1 - наносы; 2 - выход пласта; 3,4- соответственно продольная и поперечная оси складки; 5 -промлощадка пласта; 6 - центральная промплощадка; 7 - галерея; 8, 9 - наклонные стволы; 10 - штрек; 11- бремсберг; 12 - ходок; 13 - водоотлив; 14 - наклонная выработка; 15 - выемочная выработка; 16 - дренажный столб; 17 - очистной забой; 18 - выемочный столб; 20 - направление отработки; 21 - падение пласта; β - угол между наклонной выработкой и поперечной осью складки.

Для исключения подработки действующих очистных забоев (17) при одновременном вскрытии группы пластов, их разработку производят на разных крыльях ( левом Лк или правом Пк), разделенных дренажными столбами (16) в вертикальной плоскости (19) по отношению друг к другу смещают на 0.4 - 0.6 длины очистного забоя (рис.6.16).

При разработке группы весьма обводненных угольных пластов, первоначально вскрывают нижний пласт, или пласт, который имеет самую низкую проектную отметку в мульдовой части разрабатываемых пластов.

Рис.6.16. Порядок одновременной отработки группы угольных пластов: а -отработка пласта Б в правом крыле и пласта А в левом крыле; б - отработка пласта В в левом крыле, пласта Б в правом крыле и пласта А в левом крыле; в - отработка пласта В в левом крыле, пласта Б в правом крыле и пласта А в левом крыле.

Второй вариант технологической схемы (рис.6.17) эффективной и безопасной разработки группы обводненных пожароопасных угольных пластов, залегающих в верхней части месторождений, позволяет значительно уменьшить трудоемкость содержания производственной инфраструктуры и обеспечить условия повышения эффективности основных процессов, способствующих значительно поднять производительность труда за счет:

сокращения объема проведения горных выработок главного направления и выработок, проводимых по породе;

независимой подготовки и отработки крыльев шахтного поля;

применения высокопроизводительной схемы транспортирования угля на основе полной конвейеризации;

обособленного проветривания подготовительных и очистных забоев;

отработки пластов вдоль продольной оси брахисинклинали длинными столбами большой протяженности без перемонтажей оборудования механизированных комплексов и оставления межпанельных целиков угля;

предварительного осушения пласта;

восходящего порядка отработки запасов в крыльях шахтного поля и очистки загрязненной шахтной воды в выработанном пространстве.

Поставленная цель достигаются тем, что при разработке угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали, парные наклонные выработки (ходки), предназначенные для обслуживания водоотлива, проходят вдоль продольной оси брахисинклинальной складки и соединяются на самой низкой геодезической отметке шахтного поля с выемочными наклонными выработками, оконтуривающими дренажный столб, который ориентируют вдоль продольной оси складки, а промежуточные наклонные выработки (уклоны) проводят с обеих сторон складки до этого столба.

Дренажный столб отрабатывается первым, разделяя, таким образом, шахтное поле на два крыла. При этом отработку дренажного столба начинают от водоотлива, оборудованного на самой низкой геодезической отметке шахтного поля, и ведут с подъемом в сторону фланговой границы поля, а отработку вышележащих смежных столбов начинают с указанной границы поля и ведут к противоположной границе с переходом очистными забоями промежуточных наклонных выработок (уклонов) каждого крыла, и перепуском загрязненной шахтной воды в отработанное пространство общего дренажного столба.

При разработке обводненных угольных пластов, дренажный столб, ориентированный вдоль продольной оси брахисинклинали, готовят с обеих сторон поперечной оси складки и отрабатывают обособленными лавами, начиная с водоотлива, оборудованного на самой низкой геодезической отметке шахтного поля, и ведут в противоположном направлении к флангам поля.

.6.17. Второй вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и одновременной отработки угольных пластов залегающих в виде брахисинклинали.

При данной технологической схеме разработки угольных пластов шахтное поле вскрывают путем проведения наклонных путевого (6) и конвейерного (7) стволов, парных ходков (10, 11) и промежуточных вспомогательных (18, 20) и конвейерных (19, 21) уклонов (рис.2.3).Наклонные стволы (6, 7) проводят со стороны промышленной площадки (5) по наносам до вспомогательного штрека (8) и бремсберга (9). Путевой наклонный ствол (6) служит для спуска-подъема материалов, оборудования и людей, а конвейерный наклонный ствол (7) для транспортирования угля на поверхность.

Расстояние между вспомогательными и конвейерными уклонами каждого крыла шахты принимается из расчета возможной установки между ними шлюзовых перемычек, обеспечения номинального давления на крепь выработок во время перехода очистными забоями (16) промежуточных уклонов.

На фланге шахтного поля, то есть на противоположной стороне промплощадки, с поверхности до пласта по наносам проводят наклонные шурфы (23, 24) и соединяют между собой вспомогательным штреком (22).

Первоначально готовят дренажный столб (15) путем проведения от водоотлива (12) выемочных выработок (13, 14). Выемочные выработки проводят вдоль продольной оси складки и соединяют с промежуточными уклонами, а на фланге поля с вспомогательными штреком (22).

Дренажный столб отрабатывают первым, разделяя, таким образом, шахтное поле на два крыла, левое и правое. Отработку дренажного столба начинают от водоотлива, оборудованного на самой низкой геодезической отметке шахтного поля, и ведут с подъемом в сторону фланговой границы поля. Отработку вышележащих смежных столбов (29, 30) начинают от вспомогательного штрека (8) переходом очистными забоями (16) промежуточных уклонов.

Третий вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и отработки угольных пластов, большой протяженности вдоль продольной оси брахисинклинали вскрывают путем проведения наклонных стволов, путевого (6) и конвейерного (7), парных наклонных выработок (ходков) 10,11 и промежуточных наклонных выработок, вспомогательных 18,20 и конвейерных 19,21 уклонов (рис. 6.18).

Рисунок 6.18 - Третий вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и одновременной отработки угольных пластов залегающих в виде брахисинклинали: 1 - наносы; 2 - выход пласта под наносы; 3, 4 - соответственно продольная и поперечная ось складки; 5 - промплощадка пласта; 6, 7 - наклонные стволы; 8 - вспомогательный штрек; 9 - бремсберг; 10, 11 - крутая и пологая части пласта; 12 - водоотлив; 13, 14, 13’, 14’ - выемочные наклонные выработки; 15, 15’ - дренажные столбы; 16 - очистной забой; 17, 17’ -выработанное пространство; 18, 19, 20, 21 - промежуточные наклонные выработки; 22 - вспомогательный штрек; 23 - вспомогательный уклон; 24 - шурф; 25 - ось наклонных выработок; 26 - направление отработки; 27 - порядок отработки; 28 - поток шахтных вод; 29, 30 - смежные выемочные столбы; 31 - гранича крутой части пласта; 32, 34, 35 - наклонные выработки; 33 - присечной штрек.

Наклонные стволы 6,7 проводятся со стороны промышленной площадки 5 по насосам 1 до вспомогательной выработки 8 и бремсберга 9. Путевой наклонный ствол 6 служит для спуска (подъема) материалов, оборудования и людей, а конвейерный наклонный ствол 7 для транспортирования угля на поверхность. Парные наклонные выработки (ходки) 10,11 проводят вдоль продольной оси складки 3 до самой низкой геодезической отметки шахтного поля и оборудуют на этой отметке водоотлив 12. Парные наклонные выработки (ходки) 10,11 предназначены для обслуживания водоотлива. Промежуточные наклонные выработки (уклоны) 18,19 и 20,21 проводят с дневной поверхности по пласту угля с обеих сторон складки под острым углом β=30-60 градусов к выемочным выработкам. Промежуточные наклонные выработки проводят от выемочных выработок, оконтуривающих дренажный столб, до дневной поверхности. Расстояние между вспомогательными 18,20 и конвейерными 19,21 уклонами каждого крыла шахтного поля принимается из расчета возможной установки между ними шлюзовых перемычек, обеспечивающих доставку материалов и оборудования в шахтных платформах и вагонетках, обеспечение рабочего давления на крепление выработок во время перехода очистными забоями 16 промежуточных наклонных выработок (уклонов 18,19 и 20,21) и возможного размещения очистной выработки между выемочными выработками, обеспечивающего переход очистным забоем только одного промежуточного уклона и определяется по формуле:

где x - расстояние между вспомогательным и конвейерным уклонами, м;

l_оч - длина очистной выработки (очистного забоя), принимаем, например l_оч=200 м;

β - угол примыкания промежуточных наклонных выработок к выемочным выработкам, принимаем, например β=45⁰.

На противоположной стороне шахтного поля с поверхности до пласта по наносам проводят наклонные выработки (шурфы) 23,24, которые соединяют между собой вспомогательной выработкой 22.

Первоначально готовят дренажный столб 15 путем проведения со стороны водоотлива 12 выемочных выработок 13,14 и 14’.

Выемочные выработки 13,14, оконтуривающие дренажный столб 15 проводят вдоль продольной оси складки 3 и соединяют по длине шахтного поля с промежуточными наклонными выработками (уклонами), 18,19 и 20,21, а на границе с поля вспомогательной выработкой 22. Параллельно выемочному штреку 14 проводят конвейерный штрек 14’ смежного столба 30.

Дренажный столб 15 отрабатывают первым, разделяя, таким образом, шахтное поле на два крыла, левое Л_к и правое П_к. Отработку дренажного столба начинают со стороны водоотлива 12, оборудованного на самой низкой геодезической отметке шахтного поля и ведут с подъемом в сторону противоположной границы поля. Отработку вышележащих смежных столбов 29 и 30 начинают от вспомогательной выработки 22 и ведут в обратном направлении, т.е. в сторону вспомогательного штрека 8 с переходом очистными забоями 16 промежуточных наклонных выработок (уклонов) 18,19 и 20,21.

Загрязненную шахтную воду 28 при отработке запасов в крыльях поля направляют в выработанное пространство 17 дренажного столба 15.

При разработке весьма обводненных угольных пластов, дренажный столб 15, ориентированный вдоль продольной оси 3 брахисинклинали, готовят с обеих сторон поперечной оси складки 4 и отрабатывают обособленными лавами, начиная от водоотлива 12, оборудованного на самой низкой геодезической отметке шахтного поля и ведут в противоположном направлении к границам поля, при этом ходки 10,11 для обслуживания водоотлива 12 проводят в смежном с дренажным столбом 17’ выемочном столбе 30.

При наличии на одном из крыльев (например, на правом крыле П_к) шахтопласта крутого залегания вдоль зоны крутого залегания пласта проводят наклонные выработки 32, отделяющие крутое залегание пласта от пологого, причем указанные выработки проводят под углом не более 20 градусов к горизонтальной плоскости, обеспечивающим транспортировку угля ленточ-ными конвейерами.

Принятый восходящий порядок отработки запасов в крыльях шахтного поля создает при отработке обводненных пожароопасных угольных пластов наиболее благоприятные и безопасные условия ведения горных работ, т.к. весь поступающий приток загрязненной шахтной воды поступает в выработанное пространство дренажного столба, где она очищается от шламов и уже очищенная откачивается на поверхность.

Реализация предлагаемого способа позволит уменьшить трудоемкость производственной инфраструктуры и обеспечить условия повышения эффективности основных процессов добычи угля, а также позволит повысить безопасность ведения горных работ при разработке обводненных пожароопасных угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали, что в сочетании позволит значительно поднять производительность труда и снизить стоимость добываемого угля.

Четвертый вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и отработки перспективных месторождений Южного Кузбасса (рис.6.18 и рис.6.19) предлагается для эффективного и безопасного способа разработки угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали.

Новым в данной схеме вскрытия, подготовки и отработки угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинали, является то, что при разработке пластов, парные наклонные выработки для обслуживания водоотлива, вначале проводят до самой низкой геодезической отметки шахтного поля на одном из крыльев поля по острым углом к поперечной оси брахисинклинальной складки и соединяют с выемочными наклонными выработками, оконтуривающими вдоль продольной оси складки дренажный столб, разделяющий шахтное поле на крылья, и смежные с ним выемочные столбы. Затем после отработки дренажного столба для обслуживания водоотлива, от последнего вдоль продольной оси складки в сторону выхода пласта под наносы между выемочными столбами противоположных крыльев проводят ходки, а предыдущие парные наклонные выработки, пройденные на одном из крыльев под углом к поперечной оси складки используют в качестве промежуточных уклонов, которые переходят очистными забоями при отработке запасов этого крыла.

С целью снижения затрат и времени на подготовку шахтопласта шахтное поле вскрывают путем проведения парных уклонов (10) и конвейерной наклонной выработки (18). При большой протяженности шахтного поля вдоль продольной оси складки (3), с поверхности или из горных выработок, по пласту угля проводят дополнительные промежуточные уклоны (11) и соединяют их на фланге шахтного поля водоотливом (13). Кроме того, при большой протяженности шахтного поля и пластах мощностью 2,0-5,0 м, дренажный столб (17), ориентированный вдоль продольной оси складки, оконтуривают парными выемочными выработками (14 и 15), которые проводят со стороны водоотлива (13) до фланговой границы шахтного поля и соединяют между собой вспомогательной выработкой (23), обеспечивая, таким образом, единую вентиляционную сеть на время отработки дренажного столба и подготовки смежных с ним выемочных столбов (19).

Рисунок 6.18 -Четвертый вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и одновременной отработки угольных пластов залегающих в виде брахисинклинали:1. а - схема отработки смежных с дренажным столбом выемочных столбов; б - схема отработки дренажного столба с проведением парных выемочных выработок; 1 - наносы; 2 - выход пласта; 3, 4 - соответственно продольная и поперечная ось складки; 5 - промплощадка пласта; 6, 7 - наклонные стволы; 8 - вспомогательный штрек; 9 - бремсберг; 10 - парные наклонные выработки; 11 - дополнительные наклонные выработ-ки; 13 - дренажный столб; 14, 15 - парные выемочные выработки; 16 - дренажный столб; 17 - выработанное пространство; 18 - конвейерная выра-ботка смежного столба; 19 - смежные парные выработки; 20 - выемочные выработки; 21 - парный ходок; 22 - очистной забой; 23 - шурф; 24, 25 - соответственно монтажная и демонтажная камеры; 26 - присечная выработка; 27 - направление отработки; 28 - порядок отработки на крыльях шахтного поля; 29 - поток шахтных вод; 30 - направление проведения горных выработок; 31, 32 - падение пласта; 33 - вспомогательныя выработка; 34 - парные наклонные выработки

Рисунок 6.19 - Четвертый вариант технологической схемы вскрытия, подготовки и одновременной отработки угольных пластов залегающих в виде брахисинклинали: (продолжение): в - схема вскрытия, подготовки и отработки дренажного столба; г - разрез вдоль продольной оси брахисинклинали; д - разрез вдоль наклонной выработки

Отработку пласта ведут длинными столбами, ориентированными вдоль продольной оси складки, в разных направлениях. Угольные целики, оставляемые для охраны парных ходков (21), пройденных вдоль продольной оси складки, вынимают после отработки всех запасов шахтопласта. При разработке угольных пластов, залегающих в виде брахисинклинальной складки, и наличии на одном из крыльев шахтопласта крутого залегания, шахтное поле вдоль продольной оси складки делят на части "А" и "Б" путем проведения на одном из крыльев, например, на левом крыле Лк, шахтного поля вдоль поперечной оси брахисинклинали наклонных выработок (ходков), которые соединяют на самой низкой геодезической отметке поля с водоотливом (12), наклонной конвейерной выработкой (14) и парными выемочными выработками (13,14 и 13', 14') оконтуривающими вдоль продольной оси складки дренажный или дренажные столбы (17), а на противоположном крыле поля, например, на правом крыле Пк, их соединяют с наклонными выработками (32), отделяющими крутое залегание пласта (10) от пологого (11). Наклонные выработки проводят под углом не менее 20° к горизонтальной поверхности пласта. Наклонные выработки (6, 7) проводят со стороны промплощадки (5) по наносам до вспомогательного штрека (8) и бремсберга (9). Путевой наклонный ствол (6) служит для спуска-подъема материалов, оборудования и людей, а конвейерный наклонный ствол (7) для транспортирования угля на поверхность. Парные ходки (34) проводят вдоль поперечной оси брахисинклинали до самой низкой геодезической отметки шахтного поля и оборудуют на этой отметке водоотлив (12). Затем, ходки (34) проводят до наклонных выработок (32), разделяющих зоны крутого и пологого залегания пласта (рис.6.19, продолжение). Промежуточные наклонные выработки (18, 19, 20, 21) проводят с поверхности, в начале по наносам, а затем по пласту угля с обеих сторон складки под острым углом р=30-60° к выемочным выработкам (13, 14) и дренажным столбам (15).Отработку дренажных столбов (15), ориентированных вдоль продольной оси складки, в обеих частях шахтного поля "А" и "Б" начинают от водоотлива (12) и ведут в сторону флангов (36, 37), а отработку смежных с дренажными столбами выемочных столбов (29, 30) в одной части поля, например, в части "Б" поля, начинают от ходков (34), пройденных вдоль поперечной оси брахисинклинали, и ведут к переднему флангу, а в другой части поля, например, в "А" части поля, начинают от заднего фланга (36) и ведут к ходкам с перепуском загрязненной шахтной воды в выработанные пространства дренажных столбов обеих частей шахтного поля.

шахта пласт очистной проветривание

6.2.1 Разработка требования к пространственно-планировочным решениям при проектировании подземной отработки запасов угольных месторождений

Анализ шахтного фонда и выполненных проектов на строительство предприятий показал, что существующие в настоящее время технологические схемы угольных шахт не могут удовлетворять требованиям максимальной концентрации горных работ и не позволяют обеспечить высокую нагрузку на очистной забой.

Основные недостатки существующих технологических схем:

небольшая производственная мощность шахт;

большое число действующих очистных забоев и незначительная нагрузка на лаву;

значительное количество пластов, находящихся в одновременной работе (в среднем пять пластов, а иногда и до 10 пластов);

большая удельная протяженность поддерживаемых горных выработок;

высокий удельный объем проводимых подготовительных выработок из-за незначительной средней длины очистных забоев;

сложные схемы транспорта, небольшая нагрузка на транспортные выработки и большая их протяженность, многоступенчатость, использование на наклонных выработках концевой откатки;

сложные схемы проветривания, составленные без учета источников выделения метана и обособленного проветривания;

большой объем горных выработок и связанные с этим высокие первоначальные капитальные затраты, амортизационные отчисления и сроки строительства шахт.

Для поддержания добычи на заданном уровне или обеспечения ее дополнительного роста, а также для дальнейшего улучшения технико-экономических показателей необходима периодическая реконструкция шахт, которая проводится в течение длительного периода и требует значительных капитальных вложений, существенная часть из которых расходуется на поддержание достигнутого уровня добычи угля.

Несмотря на достижение высокой производительности труда в очистных забоях, общая производительность труда по шахте остается низкой в связи с тем, что она снижается от забоя до поверхности в 5-6 раз.

Рассмотренные недостатки существующих технологических схем подтверждают необходимость создания новых технологических схем угольных шахт, которые позволили бы устранить перечисленные недостатки.

Концентрация производства за счет увеличения мощности предприятий без резкого увеличения нагрузки на очистной забой приводила к разбросанности горных работ. Поэтому для увеличения мощности шахт была разработана и нашла широкое применение блоковая схема отработки шахтных полей, позволяющая осуществлять разработку пластов одновременно большим количеством забоев за счет создания самостоятельных вентиляционных секций.

Однако увеличение нагрузки на забой без изменения планировки горных работ также не приводит к значительному улучшению технико-экономических показателей по шахте в целом. Это вызвано тем, что внедрение и освоение механизированных комплексов позволило резко сократить численность рабочих, занятых на основных работах. На долю этого фактора приходится 44% общего прироста производительности труда. Вместе с тем, в угольной промышленности большой удельный вес (до 60%) в общем балансе занимают пассивные фонды (горные работы, здания, сооружения), которые требуют определенных затрат труда на их воспроизводство, содержание и обслуживание. Удельный вес трудоемкости проведения и поддержания горных выработок, транспортных работ на поверхности составил более 55%.

Пассивные фонды в угольной промышленности являются консервативными в связи с долговременностью функционирования. Это вызвано тем, что их замена при большом удельном и абсолютном весе требует больших капиталовложений. Кроме того, оборудование, которое используется в большинстве основных горных выработок и зданий, капиталоемко и выполнено в единичных экземплярах, а замена и модернизация его вызывают прекращение на определенный период работ или требуют размещения в новых зданиях и горных выработках.

Таким образом, если замена оборудования в очистных забоях в связи с достаточным их количеством особых осложнений не вызывает, то модернизация других процессов и комплексов довольно сложна и требует пересмотра технических решений.

Все это говорит о том, что современная научно-техническая революция и перевооружение отрасли и, прежде всего возможность резкого повышения нагрузки на забой предопределяют необходимость решения задачи оптимального использования создаваемой горной техники и разработки таких технологических схем, которые не только обеспечивали бы получение высоких технико-экономических показателей работы шахты, но и в процессе дальнейшего развития техники и технологии угледобычи позволяли бы осуществлять модернизацию угольных шахт без ущерба для действующего производства.

Для конкретных горно-геологических условий и с учетом потребности в угле и запасов месторождения, фактического положения до выбора проектных решений целесообразно разрабатывать основные технико-экономические требования к технологическим схемам будущей шахты.

На основании проведенных исследований и исходя из необходимости значительного улучшения технико-экономических показателей работы технологические схемы современных шахт должны отвечать следующим основным требованиям:

) иметь пропускную способность порядка 10-30 тыс. т в сутки;

) нагрузку на очистной забой принимать максимальную по факторам оборудования и вентиляции, используя все способы для снижения метанообильности в выработанном пространстве лавы. На пластах средней мощности она должна быть не ниже 5000-8000 т в сутки;

) с целью концентрации горных работ количество действующих лав необходимо принимать минимальное. При указанных нагрузках на лаву оно не должно превышать четырех;

) длина лавы оказывает большое влияние не только на нагрузку на очистной забой, но и на объем подготовительных выработок на 1000 т добычи. Поэтому ее следует принимать возможно большей, но не менее 200 м;

) порядок отработки пластов в шахтном поле следует принимать, как правило, последовательный. Количество пластов, находящихся в одновременной отработке - один. Два пласта одновременно могут отрабатываться при мощности их менее 1,3 м или при переходе горных работ с одного пласта на другой;

) в зависимости от размеров шахтного поля, его конфигурации и выдержанности элементов залегания пластов шахтное поле может делиться на блоки;

) техническая целесообразность и экономическая эффективность схем и способов вскрытия достигаются за счет рационального взаимного сочетания вертикальных, наклонных и горизонтальных выработок и соответствующего расположения их в толще горных пород, обеспечивающих:

простую планировку горных работ при одногоризонтной отработке пластов;

минимально возможную и технически необходимую удельную протяженность проводимых горных выработок; выработки с длительным сроком службы проводятся полевыми;

минимально возможную удельную протяженность поддерживаемых горных выработок с различными способами их охраны;

непрерывность транспортирования горной массы от забоя до земной поверхности, при этом транспортирование угля из лавы в пределах выемочного участка желательно осуществлять по выработке, непосредственно примыкающей к очистному забою;

отсутствие перегрузочных операций на вспомогательном транспорте;

прямоточную схему проветривания, предусматривающую обособленную подачу воздуха в местах выделения метана;

возможность максимальной индустриализации строительства;

возможность замены в период эксплуатации шахты схемы и способа подготовки и системы разработки другими, более прогрессивными.

) в качестве основных вскрывающих выработок используются наклонные и вертикальные стволы и их комбинации; в последнем случае наклонные стволы используются для выдачи горной массы и оборудуются конвейерами соответствующей производительности. Все вспомогательные грузовые операции осуществляются через вертикальные стволы;

) для проветривания горных выработок предусматривается проведение специальных вентиляционных стволов.

) расположение стволов как главных, так и вентиляционных в пределах шахтного поля проектируется исходя из конкретных условий месторождения, при этом желательно стволы располагать в безугольной зоне;

) технологические схемы должны предусматривать вскрытие запасов, размер которых достаточен для отработки шахтой не более чем за 15-20 лет, что определяется следующим:

через каждые примерно 15-20 лет обычно необходима модернизация шахты, связанная с изменением техники и технологии выемки угля, которая сопровождается совершенствованием горного хозяйства шахты и заменой оборудования;

конкретные перспективы развития техники и технологии за пределами 15-20 лет являются весьма неопределенными и трудно прогнозируемыми в силу все убыстряющегося технического прогресса во всех областях знаний;

недостаточная надежность стоимостных параметров, особенно по новым техническим решениям, которые закладываются в экономико-математической модели;

) общие запасы шахтного поля должны обеспечивать срок службы шахты не более 30-50 лет, так как после 2-3-кратной модернизации шахты требуется, как правило, переход на новую площадку и строительство новой шахты;

) схема подготовки и система разработки должны отвечать требованиям безопасности ведения горных работ, обеспечивать минимальные, но экономически обоснованные потери полезного ископаемого, экономичность и условия для достижения устойчивой и высокой нагрузки на очистной забой путем:

исключения взаимного влияния очистных и подготовительных работ;

обеспечения автономности работы очистного забоя по условиям транспорта и проветривания;

применения эффективных способов охраны выработок при безремонтном их поддержании;

устройства необходимых аккумулирующих емкостей;

соблюдения оптимальных стабильных параметров лав;

наличия необходимых резервов во всех технологических звеньях шахты;

исключения влияния на работу лав газовыделения из пласта, боковых пород и спутников с помощью применения комплекса мероприятий по дегазации и разжижение газа подачей воздуха изолированно к источникам его выделения;

прогнозирования геологических нарушений для исключения непредвиденных остановок лав;

) в качестве основной должна применяться система разработки длинными столбами. Отработка столбов может осуществляться по простиранию или по восстанию (падению) с фиксированной длиной очистного забоя прямым или обратным ходом. Более целесообразен обратный порядок отработки столбов. Учитывая геологические нарушения, местные изменения в мощности пласта, безугольные зоны, переменный угол падения пласта, для некоторых месторождений необходимо предусматривать два-три альтернативных варианта системы разработки и соответствующие средства механизации очистных работ. К таким вариантам могут быть отнесены системы разработки с короткими забоями с механическими средствами выемки и гидравлическим или механическим транспортом;

) поддержание подготовительных выработок в течение всего срока их службы должно быть безремонтным (за исключением профилактического ремонта), для чего необходимо:

соответствующее расположение горных выработок в толще пород и пласта, исключающее влияние стационарного опорного давления;

проведение выработок, имеющих длительный срок службы, полевыми;

проведение выработок повышенного сечения с тем, чтобы после деформаций оно было не меньше допустимого по условиям эксплуатации; общая величина заданных деформаций пород около выработки не должна превышать допустимую податливость крепи этой выработки;

размер выемочного поля принимать с учетом физико-механических свойств пород, темпов проведения выработок, скорости подвигания очистного забоя и допустимой податливости крепи выработок;

16) схемы и способы вскрытия и подготовки и системы разработки должны быть комплексно технологически увязаны с механизацией и автоматизацией производственных процессов и условиями проветривания шахт;

) количественные оптимальные значения основных параметров определяются после анализа результатов решения на ЭВМ экономико-математической модели шахты;

)высокопроизводительные технологические схемы угольных шахт должны быть максимально унифицированы с существующими технологическими схемами.

6.2.2 Систематизация пространственно-планировочных и технологических решений при освоении угольных месторождений брахисинклинального типа

Анализ геологических структур угольных месторождений показывает, что наиболее сложной формой складчатости является асимметричная брахисинклинальная, которая включает в себя ряд других форм. Поэтому разработка методики конструирования технологических схем применительно к асимметричной брахисинклинальной складке пологих пластов позволит сделать ее наиболее универсальной.

При рассмотрении проектных вариантов решаются следующие наиболее важные вопросы: расположение на поверхности основных и вспомогательных промышленных площадок (место заложения стволов, шурфов, скважин, штолен); отметки встречи вскрывающих выработок с пластами; виды вскрывающих выработок; порядок отработки пластов в свите и в шахтном поле; планировка подготовительных выработок; виды подготовительных выработок, их расположение относительно пластов и элементов залегания; порядок отработки выемочных полей и системы разработки; нагрузка на забой; схема вентиляции шахтного поля и выемочных участков; схема транспорта; технологический комплекс поверхности; генеральный план и строительная часть; подводящие коммуникации на поверхности (железные и автомобильные дороги, линии электропередач, водоснабжение, канализация); вспомогательные цехи и другие вопросы.

Для строящегося предприятия наиболее важным вопросом является место заложения стволов. Долгое время безусловным местом заложения стволов принимался центр своза угля в шахте (центральное расположение стволов). Однако строительство шахт, особенно на крутых пластах, вызвало необходимость уточнения этого положения. В результате исследований для некоторых условий было признано целесообразным стволы заложить в безугольной толще за верхней границей шахтного поля (отнесенное положение стволов).

Для пологих и наклонных пластов при неглубоком их залегании в ряде случаев стволы закладывают у верхней границы шахтного поля. Установка конвейеров большой производительности и длины позволили увеличить глубину наклонных вскрывающих выработок.

Отсутствие механизации доставки вспомогательных материалов по наклонным выработкам без их перегрузки потребовало сохранения вертикальных вспомогательных стволов. Для сохранения единого комплекса околоствольного двора расположение устья наклонного конвейерного ствола сохранено у верхней границы шахтного поля (отнесенное), а вертикального - в центре запасов (центрально-отнесенное расположение стволов).

Гористый рельеф местности, наличие водных или болотистых образований могут вызвать необходимость расположения стволов на одном из флангов шахтного поля (фланговое расположение стволов) или одного ствола - на фланге, а другого - в центре шахтного поля (центрально-фланговое расположение стволов).

Таким образом, по месту заложения стволов относительно шахтного поля на горизонтальной плоскости можно различать следующие варианты технологических схем шахты: с центральным расположением стволов; с отнесенным расположением стволов; с центрально-отнесенным расположением стволов; с фланговым расположением стволов; с центрально-фланговым расположением стволов.

В вертикальной плоскости вскрывающие выработки могут располагаться: у верхней границы шахтного поля, у нижней границы шахтного поля, в середине шахтного поля вкрест простирания, на каждом горизонте или этаже, через горизонт или этаж. Укрупненно эти варианты вскрытия можно разделить на две группы: одногоризонтное вскрытие, позволяющее отрабатывать шахтное поле с одного горизонта, и многогоризонтное вскрытие, требующие проведения вскрывающих выработок на нескольких горизонтах.

Описание расположения всего комплекса вскрывающих выработок в горизонтальной и вертикальной плоскостях дает полное представление о внешнем виде, общей форме вскрытия.

Таким образом, в зависимости от количества горизонтов и расположения вскрывающих выработок (рис. 6.20) могут быть применены следующие схемы вскрытия:

А - одно- или многогоризонтные схемы вскрытия с отнесенным расположением стволов - А_В;

Б - одно- или многогоризонтные схемы вскрытия с центрально-отнесенным расположением стволов - Б_В;

В - одно- или многогоризонтные схемы вскрытия с центральным расположением стволов - В_В;

Г - одно- или многогоризонтные схемы вскрытия с фланговым расположением стволов - Г_В;

Д - одно- или многогоризонтные схемы вскрытия с центрально-фланговым расположением стволов - Д_В;

Рис. 6.20. Схемы вскрытия с отнесенным расположением стволов А_В:

а - схема I А_В; б - схемы II А_В,III А_В(разрез по оси ствола): в - схемы IV А_В,V А_В(разрез по оси ствола); г - схема VI А_В(разрез по оси стволов); д - схема VII А_В,. е - схема VIII А_В; ж - схема IX А_В; 1 - главный ствол; 2 - вспомогательный ствол; 2' - вентиляционно-водоотливные стволы; 3 - капитальный квершлаг; 3' - погоризонтный квершлаг; 4 - капитальный гезенк; 4' - погоризонтный гезенк; 5 - полевые осевые штреки; 6,7 - выходящие на поверхности транспортные полевые и пластовые выработки; 8 - часть капитального квершлага, проводимая для вариантов В_ПГ и Б_ПН; 9 - этажиые квершлаги; 10 - полевые транспортные штреки; 11 - околоствольные дворы; 12 - вентиляционные (или водоотливные) стволы;13 - вентиляционные шурфы; 14 - погоризонтные квершлаги.

Анализ показывает, что в настоящее время для транспортирования грузов используются в основном нижние (откаточные) горизонты (за исключением случаев отработки уклонных полей), которые служат также в качестве воздухоподающих как для бремсберговых, так и уклонных полей. Для вывода воздуха из уклонов поддерживается большая сеть вентиляционных выработок или проводятся специальные воздуховыдающие (вентиляционные) стволы. Для откачки воды сооружаются участковые насосные камеры и водосборники. В связи со значительным развитием за последнее время конвейерного транспорта для выдачи угля появилась возможность осуществить транспортирование грузов по верхним горизонтам, а нижний использовать в качестве вентиляционно-водоотливного.

Все перечисленные схемы вскрытия могут быть применены с использованием в качестве транспортных верхних или нижних горизонтов, что и является одним из определяющих признаков при разработке вариантов схем вскрытия. Кроме того, на разработку вариантов в связи с асимметричностью принятой за основу брахисиннклинальной складчатости месторождения влияет расположение вскрывающих выработок относительно оси мульды (короткой оси складки) - по простиранию.

В соответствии с изложенным для асимметричной брахисинклинальной складки могут быть применены следующие варианты схем вскрытия:

А - схемы вскрытия с отнесенным расположением стволов(А_В):

I А_В - одногоризонтная схема вскрытия с капитальным квершлагом, проводимым у верхней границы шахтного поля, и расположением вскрывающих выработок в центре запасов по простиранию (рис. 6.21,а).

II А_В- многогоризонтная схема вскрытия отнесенными стволами и этажными квершлагами, расположенными в центре мульды (в плоскости короткой оси мульды), с транспортом по верхнему (II^вА_в) или по нижнему (II^нА_в)горизонту (рис. 1.9,б).

III А_В- многогоризонтная схема вскрытия отнесенными стволами и этажными квершлагами, расположенными в центре простирания, с транспортом по верхнему (III^вА_в)или нижнему (III^нА_в)горизонту (рис. 6.22, б).

Рис.6.21 Схемы вскрытия с центрально-отнесенным расположением стволов Б_В: а - схема I Б_В; б - схемы II Б_В,III Б_В;в - схемы IV Б_В,VВ_В; г - схема VI Б_В; 1 - главный ствол; 2 - вспомогательный ствол; 3 - вентиляционный ствол; 4 - капитальный квершлаг; 5 -осевые полевые штреки; 6 - вентиляционные шурфы; 7 - этажиые квершлаги; 8 - погоризонтные квершлаги; 9 - гезенки.

Для месторождения, представленного асимметричной брахисинклинальной складкой, могут быть применены 30 вариантов схем вскрытия, которые можно объединить в следующие принципиально отличающиеся группы:

1. Одногоризонтные схемы вскрытия до верхней границы шахтного поля с отнесенным, центрально-отнесенным, центральным или фланговым расположением главных стволов (IА_В, IБ_В,IВ_В,IГ_В,).

2. Многогоризонтные схемы вскрытия с отнесенным, центрально-отнесенным, центральным расположением стволов и квершлагов с использованием в качестве транспортных верхних или нижних горизонтов (II^вА_в, II^нА_в,III^вА_в, III^нА_в, II^вБ_в, II^нБ_вIII^вБ_в, III^нБ_в, II^вВ_в, II^нВ_в, II^вВ_в, II^нВ_в, III^вВ_в, III^нВ_в, VII^вА_в, VIII^вА_в, VIII^нА_в).

. Одногоризонтные схемы вскрытия до нижнего горизонта шахтного поля с отнесенным, центрально-отнесенным, центральным или фланговым расположением стволов (IV^нА_в, V^нА_в, IV^нБ_в, V^нБ_в, IV^нВ_в, V^нВ_в, II^нГ_в).

. Одногоризонтные схемы вскрытия отнесенными стволами и квершлагом, проводимым посредине шахтного поля по падению, с образованием бремсберговой и уклонной частей и отработкой шахтного поля блоками (VI^сА_в).

. Безгоризонтная схема вскрытия с выходом на поверхность выемочных или панельных выработок (IХ^пА_в).

Все описанные выше варианты имеют одну общую характеристику - они рассмотрены с точки зрения общего вида, формы, общей конфигурации и расположения вскрывающих выработок. Такой подход дает общее представление о том, где расположен комплекс вскрывающих выработок любого из вариантов. При этом все варианты могут быть сгруппированы по дополнительным признакам и легко описаны. Это позволяет выделить понятие "расположение вскрывающих выработок" в самостоятельный классификационный признак.