Определение основных параметров подготовки шахтных полей

Действующими называются забои, работающие полное число смен в сутки (обычно 3 смены по 6 часов, реже – 2 смены).

Резервно-действующими называются забои, которые работают для компенсации потерь добычи угля при выходе из строя или вынужденных простоев части действующих лав.

Резервными называются оборудованные и подготовленные к работе, но не работающие или периодически вводимые в работу очистные забои.

В благоприятных горно-геологических условиях необходимо планировать работу в одну смену одного резервно-действующего забоя из 5-6 действующих, при разработке пластов в сложных и изменяющихся горно-геологических условиях – одного забоя в одну смену из 3-4 действующих (§ 76 ПТЭ).

Резервные лавы необходимо принимать на пластах с низким уровнем механизации (при выемке угля отбойными молотками, буровзрывным способом, с креплением забоев индивидуальными стойками).

Действующая линия очистных забоев – это суммарная длина действующих лав, обеспечивающих проектную мощность шахты.

Действующая линия очистных забоев по каждому из принятых к одновременной разработке пластов определяется по формуле:

(1.1)

где А_год. – годовая производственная мощность шахты;

К_оч. - коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев; для тонких и средней мощности пластов, разрабатываемых длинными очистными забоями с проведением подготовительных выработок узким забоем К_оч. = 1, широким ходом К_оч. = 0,9;

К_д – коэффициент добычи угля из действующих очистных забоев в общешахтной добыче; при благоприятных горно-геологических условиях в соответствии с требованиями ПТЭ К_д= 0,92-0,94, при неблагоприятных горно-геологических условиях К_д = 0,86-0,90;

V_д^год. – годовое подвигание действующей линии очистных забоев по шахте, м:

(1.2)

где N – число рабочих дней в году, N = 300 дней;

r - ширина вынимаемой полосы за один цикл;

n_ц – количество циклов в сутки;

К - коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы, К = 0,85-0,95.

Если шахта разрабатывает одновременно несколько пластов с различными скоростями подвигания забоев по пластам, то необходимо принимать средневзвешенное подвигание забоев по шахте:

(1.3)

где V_д1, V_д2, V_n – годовое подвигание действующих лав по одновременно разрабатываемым пластам соответственно с мощностью m₁, m₂…m_n, м;

∑Р – суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, тс/м².

∑Р = ∑mγ (1.4)

где γ – объемная масса угля, т/м³;

С – коэффициент извлечения угля в очистных забоях;

С = 0,95-0,97.

Действующая линия очистных забоев по шахте определяется по формуле:

(1.5)

где - n_пл – число одновременно разрабатываемых пластов.

Число действующих лав по шахте определяется по формуле:

(1.6)

где l – средняя длина лавы, м.

Суммарная длина резервно-действующей линии очистных забоев равна произведению числа резервно-действующих лав, принимаемых в соответствии с требованиями § 76 ПТЭ, на их длину

(1.7)

Число лав и длина общей линии очистных забоев по шахте представляет собой сумму соответствующих показателей действующих и резеревно-действующих очистных забоев:

(1.8)

(1.9)

Годовая добыча действующих забоев равна проектной мощности шахты за вычетом годовой добычи резервно-действующих лав:

(1.10)

определяется при этом по формуле:

(1.11)

где - суточное подвигание резервно-действующих забоев:

(1.12)

где – число циклов по выемке угля в смену в резервно-действующих забоях;

n_{см.рез.д.} – число смен работы резервно-действующих лав,

n_{см.рез.д} =1;

Р_ср. – средняя производительность пласта в группе одновременно разрабатываемых пластов:

(1.13)

Коэффициент резерва производственной мощности шахты по очистным работам представляет собой частное от деления максимально возможной суточной добычи шахты (при условии одновременной работы всех действующих и резервно-действующих лав полное число смен) на ее проектную мощность;

где (1.14)

(1.15)

Расчетное значение коэффициента резерва должно составлять не менее 1,2-1,25, т.е. планируемый резерв добычи должен быть не менее 20-25%.

Среднегодовое подвигание общей линии очистных забоев по шахте определяется по формуле:

, м (1.16)

При составлении календарного плана отработки шахтного поля необходимо учитывать подвигание общей линии очистных забоев, так как при его разработке не учитывается конкретное размещение лав (считается, что все лавы подвигаются равномерно).

Основное требование к размещению резервных и резервно-действующих лав сводится к тому, чтобы панель, этаж или горизонт отрабатывались равномерно.

Наклонная высота этажа (яруса) определяется по формуле (рис.1.12)

(1.17)

где n_л. – число лав в этаже (ярусе), расположенных друг под другом по линии падения;

∑h_ц. – суммарная высота целиков по линии падения, м;

H_ш. - суммарная высота штреков, м;

∑h_пр. – суммарная высота просеков, м.

Рисунок 1.12– Схема к определению наклонной высоты этажа

Вертикальная высота этажа на тонких и средней мощности крутых пластах определяется по эмпирической формуле проф.Г.И.Гойхмана:

(1.18)

где α – угол падения пласта, град.

Наклонная высота этажа для рассматриваемых условий равна

(1.19)

Полученная расчетным путем наклонная высота этажа должна быть увязана с годовой производственной мощностью шахты, которая определяется по следующей зависимости:

(1.20)

где n_кр. – число крыльев в этаже;

n_в - число выемочных участков, одновременно разрабатываемых в крыле.

Полученная по этой формуле годовая добыча шахты округляется до типовой (нормативной) проектной мощности шахты, а затем определяется скорректированная наклонная высота этажа:

(1.21)

Наивыгоднейшим (оптимальным) расстоянием между промежуточными квершлагами является такое, при котором суммарные удельные (на 1 т запасов) расходы на проведение промквершлага, поддержание погашаемых откаточных и вентиляционных штреков и транспортирование полезного ископаемого на участке «перепробега» грузов будут минимальными:

С = С_к + С_п.ш. + С_т → min (1.22)

где С_к – затраты на проведение промквершлага;

С_п.ш. – затраты на поддержание погашаемых штреков;

С_т – затраты на транспортирование грузов на участке «перепробега».

Затраты на поддержание погашаемых штреков определяются следующим образом (рис.1.11):

(1.23)

где ∑r – суммарные затраты на поддержание 1 м погашаемых откаточных и вентиляционных штреков в год, грн./м.год;

l - средняя длина погашаемых штреков, м;

t - время поддержания погашаемых штреков, лет:

где V – скорость подвигания очистного забоя, м/год.

Тогда (1.24)

Затраты на транспорт угля на участке «перепробега» грузов равны:

(1.25)

где q – стоимость транспорта угля по штрекам на участке «перепробег», грн./тм;

z - запасы полезного ископаемого между промквершлагами по пластам, по которым погашаются штреки, т;

(1.26)

где z – запасы угля, приходящиеся на 1 м простирания пластов, по которым погашаются штреки, т/м;

- суммарная производительность пластов, по которым погашаются штреки, т/м²;

С - коэффициент извлечения угля из лав;

Н_э - наклонная высота этажа;

h_ц - ширина предохранительных целиков, м.

Итак (1.27)

Суммарные удельные (на 1 т запасов) затраты составляют:

(1.28)

Определение оптимального расстояния между передними промежуточными квершлагами производится путем исследования полученной стоимостной функции на минимум. Приравнивая первую производную приведенной функции к нулю, получим:

, м (1.29)

Оптимальное расстояние между задними промежуточными квершлагами определяется аналогичным образом с учетом отсутствия затрат на транспортирование угля на участке «перепробега». Поэтому

(1.30)