Парадигма отработки запасов месторождения

 

Для определения парадигмы отработки запасов месторождение рассчитаем количество балансовых и промышленных запасов, объём добычи угля в год.

Балансовые запасы шахтного поля:

           

Z б = S * H *Ʃ mi *γ i,т,

где: S - размер шахтного поля по простиранию;

  Н – размер шахтного поля по падению;

n – число рабочих пластов;

m_i – мощность i-го рабочего пласта;

γ_i – объёмная масса угля i-го пласта.

 

Z_б1= 10000*1800*1.5*1.37=36 990 тыс. т

Z_б2= 10000*1800*2.5*1.37=61 650 тыс. т

Z_б3= 10000*1800*5.5*1.37=135 630 тыс. т

 

Промышленные запасы шахтного поля:

Z_пр = Z_б – Z_п, т,

где: Z_п – суммарные потери угля, т.

Z _п = Z ₁ + Z ₂ + Z ₃ + Z ₄, т,

Где Z₁- потери в барьерных целиках

Z₂- потери в охранных целиках

Z₃- потери в целиках в близи геологических нарушениях

Z₄- потери эксплуатационные

Z ₁ =2 * l *[ S +(H –2* l)]* m *γ, т,

Z_1.1=2*50*(10000+(1800-2*50))*1.5*1.37=2 404 тыс. т

Z_1.2=2*50*(10000+(1800-2*50))*2.5*1.37=4 007 тыс. т

Z_1.3=2*50*(10000+(1800-2*50))*5.5*1.37=8 816 тыс. т

Z ₂ = (0.01÷0.02)* Z _б, т,

Z_2.1=0,015*36 990=554тыс. т

Z_2.2=0,015*61 650=925тыс. т

Z_2.3=0,015*135 630=2 034тыс. т

Z ₃ =(0.01÷0.015)* Z _б, т,

Z_3.1=0.012*36 990=444тыс. т

Z_3.2=0.012*61 650=740тыс. т

Z_3.3=0.012*135 630=1 628тыс. т

Z ₄ =(Z _б -(Z ₁ + Z ₂ + Z ₃))* C _э, т,

C_э- коэффициент эксплуатационных потерь, для пластов средней мощности - 0.12, для мощных пластов – 0.15

Z_4.1=36 990-(2 404+554+444)*0.12=4 030тыс.т

Z_4.2=6 717тыс.т

Z_4.3=18 474тыс.т

 

Полученные данные занесены в таблицу 1.

 Таблица 1

 

Пласт	S, м	H, м	m, м	γ,т/м3	Zб,тыс. т	Zпр, тыс.т	Zп, тыс.т
1	10000	1800	1.5	1.37	36 990	29 558	7 432
2	10000	1800	2.5	1.37	61 650	49 261	12 389
3	10000	1800	5.5	1.37	135 630	104 678	30 952
Итого:					234 270	183 497	50 773

Коэффициент извлечения

C _извл = (Ʃ Z _пр /Ʃ Z _б)* 100%

С_извл= 78%

 

На основании промышленных запасов и нормативных сроков службы шахты рассчитываю производственную мощность шахты А_шг и срок ее службы.

Аналитический метод расчёта мощности шахты – это расчёт мощности шахты, исходя из природных факторов шахтного поля: объёма запасов, их нарушенности и газоносности, числа и мощности угольных пластов, свойств вмещающих пород и глубины разработки, а также, исходя из технических и организационных возможностей очистных забоев, надёжности их работы – приводит к более объективным и надёжным в долговременном плане результатам.

 

А_шг = К_н * (К_пл + К_н.оз) (тыс. т ),

 

где К_н – коэффициент надёжности технологической схемы шахты, К_н=0,8;

К_пл – коэффициент, учитывающий общее количество пластов в шахтном поле n_пл и количество пластов, принятых к одновременной отработке n′_пл, определяется по формуле:

К_пл =(2+ 3-2)/1.73 =1,73;

К_н.оз – коэффициент, учитывающий уровень нагрузки на очистной забой, определяется по формуле:

 

К_н.оз= Ψ*(m _ср / m ’_ср)*А_о.з.м,

 

где Ψ – коэффициент, учитывающий условия бассейна:

Ψ =  ,

где К_к– коэффициент устойчивости кровли:

К_к= 0.08;

   К_п– коэффициент крепости почвы:

К_п= 0.015;

 

К_нарш – коэффициент, учитывающий геологическую нарушенность шахтного поля, представляет собой отношение объёма запасов в нарушенной части Z_н к промышленным запасам Z_пр:

К_нарш = ;

К_нарш= 183 497/2 812= 0.01

   К_газ – коэффициент, учитывающий влияние газового фактора, К_газ = 1

 

А_о.з.с. – суточная нагрузка на очистной забой, т:

А_о.з.с. =

где l – длина лавы, м.

m –мощность пластов, м.

γ – средняя плотность угля, т/м³;

n_см – число добычных смен;

Т_см – продолжительность смены, ч;

t_п.з – продолжительность подготовительно-заключительных операций, ч;

В – ширина захвата комбайна, м;

V_п – скорость подачи комбайна, м/мин;

Т_к – продолжительность концевых операций в течение цикла, мин;

Т_з – продолжительность подготовки и зачистки забоя в течении цикла, мин;

z_р – удельный расход резцов, шт/т;

t_з – продолжительность замены одного резца, мин;

k_r – коэффициент готовности агрегата или механизированного комплекса;

k_э.о. – коэффициент, учитывающий эксплуатационно-организационные потери времени в лаве.

 

 

А_о.з.с. = =9 000 т/сут

 

К_гл – коэффициент, учитывающий глубину залегания пластов:

К_гл = 1+  ,

 

где Н_в.гр– вертикальная глубина верхней границы шахтного поля, м;

Н_н.гр- вертикальная глубина нижней границы шахтного поля, м;

К_гл= 1+ 70/250.5= 1.26

 

Ψ= (0.08*0.015)/(1+0,01+1)=0.001

 

К_н.оз= (0.001*90 091*1.26*3.17/4)^0,5=9.4

 

А_шг= 0.8*(1.73+9.4)* (183 497 000 *8/9.5*1.26)^0,5=12, 424 млн. т/год

 

Принимаю значение 12,0 млн. т/год.

 

Полный срок службы шахты:

Т=  +0.5(t_o + t _з),

где t_o – срок освоения производственной мощности шахты, лет;

t_з– срок затухания добычи к концу отработки запасов, лет;

Т= 183 497/12 000+3= 16 лет.

 

Вывод: итак, при производственной мощности шахты 12 млн. т/ год срок службы шахты составляет 16 лет с учетом времени освоения производственной мощности и времени затухания добычи к концу отработки угля.

Благодаря расчетам и приведенной ниже таблицы выберем парадигму отработки запасов месторождения. Я выбираю супердинамическую систему, которая характеризуется использованием эффективных и интенсивных технологий.

 

Таблица 2

	ШСТУ	ШНТУ	СДС	ВЭТС	МФШС
Коэф. Машинного времени	0,3-0,4	0,3-0,6	0,55-0,8	0,6-0,7	0,8-0,95
Объём добычи в млн т/год	До 1,5 млн т/год	До 3,5 млн т/год	До 20 млн т/год	До 10 млн т/год	20 млн т/год
Себестоимость добычи 1т	Более 1000	Более 500	Более 400	Более 300	Более 200
Рентабельность	20%	105%	20%	150%	200%