Оптимизация новых технологических схем угольных шахт

Одной из важных проблем в угольной промышленности является изыскание новых высокопроизводительных технологических схем, базирующихся на комплексно-механизированном методе разработки пластов со специфически сложными горно-геологическими условиями. Типовые технологические схемы, разработанные МУП России, хотя и охватывают области применения значительный диапазон горно-геолоческих условий, однако предлагаемые в них варианты не всегда могут быть приемлемы при разработке угольных пластов со специфически сложными горно-геологическими условиями.

Однако изыскание новых технологических схем не должно ограничиваться только разработкой их технологических модификаций, указанием набора технологического оборудования. Для эффективного применения необходимо установить основные их параметры, базирующиеся на новых методах оптимизации технологических решений, с учетом специфических особенностей разработки угольного месторождения.

Для условий Карагандинского бассейна специфически сложными при разработке являются пласты долинской и тентекской свит в Чурубай-Нуринском и Тентекском районах, а также мощный пласт К12 — Верхняя Марианна на Промышленном участке бассейна.

Разработка пласта Верхняя Марианна связана с такими факторами, как высокая газообильность, сложность в управлении кровлей и проветриванием лав, самовозгорание угля и т. д.

При разработке пласта Верхняя Марианна в бассейне нашли широкое применение технологические схемы с проведением полевых штреков.

При этом наибольшее распространение получили новые варианты а и б (схема 8). В схемах а и б горизонтальный участковый квершлаг соединяется со слоевыми конвейерными штреками 2 и 3 самостоятельными наклонными скатали 8. С целью надежной изоляции выработанного пространства после выемки каждого слоя расстояние от слоевых штреков 2 и 3 до квершлага по вертикали должно быть не менее 1,5—2,0 м и выбирается в зависимости от свойств пород почвы, мощности и угла падения пласта. Схема б по сравнению со схемой а при пологом падении выгодно отличается тем, что в первом случае оставляемый по нижнему слою целик имеет значительно меньшие размеры, чем во втором случае, — при схеме а целик необходимо оставлять на всю мощность пласта К12. Разновидностью схемы б является вариант с потолкоуступным расположением слоевых конвейерных штреков без полевых скатов (схема 8, в).

Варианты а и б по сравнению с ранее применявшимися вариантами технологических схем имеют следующие преимущества:

— объем подготовительных работ меньше за счет повторного использования участковых квершлагов;

— меньше размеры межэтажных целиков;

— профиль выработок более удобен в эксплуатации, а их расположение исключает случайную сбойку с выработанным пространством;

— за счет раздельной изоляции верхнего и нижнего слоя повышается пожаробезопасность системы разработки.

При применении схем а и б упрощается проведение комплекса профилактических мероприятий по предупреждению пожаров от самовозгорания — закладочные работы и изоляция выработанного пространства возможны обособленно после выемки каждого слоя.

Предлагаемые варианты полевой подготовки применяются при технологии двухслоевой выемки с отработкой пласта К12 по простиранию. В настоящее время в бассейне начали широко применять системы разработки столбами по падению — восстанию. Рассматриваемые варианты полевой подготовки с незначительными видоизменениями могут найти Применение при технологии выемки пласта К12 по падению.

Выбор рациональных вариантов систем разработки пласта К12 методами технико-экономического анализа — двухслоевой длинными столбами по простиранию или по падению — восстанию — является в конечном счете кардинальной задачей. Ее решение должно базироваться на детальном технико-экономическом сравнении возможных технологических вариантов, причем эти варианты следует сравнивать при оптимальных их параметрах. Для вариантов полевой подготовки схем, применяемых при двусхлоевой выемке и системах разработки столбами по простиранию и падению — восстанию, представляет интерес установление следующих параметров: места расположения полевого штрека и размеров межэтажных целиков для охраны выработок и надежной изоляции выработанного пространства как возможных очагов самовозгорания.

По условиям устойчивости полевой штрек целесообразнее всего располагать в зоне разгрузки, границы которой установлены в результате лабораторных и шахтных исследований напряженного состояния пород почвы при послойной выемке пласта К12 в работе. В зависимости от того, в каком месте в пределах границ зоны разгрузки расположить штрек, определяются затраты на проведение и поддержание квершлага, транспорт по нему, а также затраты на поддержание полевого штрека. Поэтому в пределах границ зоны разгрузки 15—45 м по горизонтали и 10—15 м по вертикали оптимальное место расположения полевого штрека должно устанавливаться по экономическим критериям с учетом технических факторов. В качестве критерия оптимизации исследуемого параметра наиболее целесообразным и приемлемым является себестоимость 1 т добываемого угля, учитывающая суммарные эксплуатационные затраты в пределах этажа или выемочного поля. Дополнительная оценка выбора места расположения должна производиться с учетом таких факторов, как пожароопасность, надежность транспортных схем, потери угля.

Для определения оптимальной глубины заложения полевого штрека относительно почвы пласта по вертикали Хопт составляется стоимостная функция, учитывающая затраты на проведение и поддержание промежуточного квершлага, транспорт по нему, а также расходы на поддержание полевого откаточного штрека.

Стоимость промежуточного квершлага, отнесенная на 1 т добываемого угля, учитывается формулой

где Ккв — стоимость проведения 1 пог. м квершлага, руб/пог. м;

а — угол падения пласта, град;

у — объемный вес угля в массиве пласта, м;

mв — суммарная вынимаемая мощность пласта, м;

ha — наклонная высота этажа, м;

Lкв — расстояние между промежуточными квершлагами, м.

При определении стоимости поддержания промежуточного квершлага следует учитывать характер проявлений опорного горного давления, связанный со смещением пород кровли — почвы. Как показывают визуальные наблюдения, по всей протяженности квершлага можно выделить две зоны с различным характером проявления опорного горного давления: первая — зона интенсивного влияния опорного горного давления (в районе встречи квершлага с пластом составляет около 30 м) и вторая — зона равномерного распределения опорного горного давления (находится в пределах зоны разгрузки). Для принятых нами схем протяженность второй зоны составляет Хctga — 30 м.

Можно считать, что во второй зоне характер смещения пород кровли — почвы в квершлаге при послойной выемке пласта К12 аналогичен характеру смещений в полевом штреке, расположенном в зоне разгрузки. Это предположение подтверждено визуальными наблюдениями, а также анализом шахтных данных маркшейдерских замеров и съемок. При принятых предположениях относительно состояния устойчивости промежуточного квершлага затраты на его поддержание в период эксплуатации, отнесенные на 1 т добываемого угля исходя из прогнозирования физического объема ремонтных работ

где D=a0,1X — коэффициент, учитывающий глубину заложения квершлага от почвы пласта и прочность боковых пород;

Кобщ — коэффициент, учитывающий влияние горнотехнических факторов;

tкв — срок службы квершлага, мес;

W0 — величина предельно-допустимого смещения пород кровли — почвы (по данным Казахского филиала ВНИМИ для горизонтальных выработок W0=0,9 м), м;

rкв — стоимость 1 пог. м поддержания квершлага при его однократном пере-креплении, руб/пог. м.

В этой формуле определение коэффициента D производится как и для полевого штрека в предположении, что известна усредненная глубина заложения квершлага от почвы пласта. С достаточной для практических расчетов точностью эту глубину в пределах установленной нами зоны разгрузки принимаем равной 10—12 м. Затраты на поддержание выработки в зоне интенсивного проявления опорного давления из рассмотрения исключаем, так как они не зависят от X.

Стоимость транспортирования угля по промежуточному квершлагу определяется по формуле

где атр и bтр — стоимостные параметры при конвейерной доставке угля по квершлагу;

Ал — годовая нагрузка на лаву, тыс. т.

Затраты на поддержание полевого штрека определяются по формуле

где rji — стоимость 1 пог. м поддержания полевого откаточного штрека при однократном его перекреплении, руб/пог. м.

Величина смещения пород кровли — почвы с учетом влияния двойной надработки пласта К12 на полевой штрек определяется по формуле (2.34). При этом учитываются физико-механические свойства пород почвы, глубина разработки, мощность вынимаемых слоев, сечение выработки. Затраты на поддержание полевого штрека Rош как функция от глубины заложения штрека X представляются в следующем виде:

Общая стоимостная функция, учитывающая суммарные затраты на проведение и поддержание квершлага, транспорт угля по нему, а также затраты на поддержание полевого откаточного штрека, будет равна

Функция (4.47) в зависимости от глубины заложения полевого штрека X может быть представлена в следующем виде (с учетом формул (4.43), (4.44), (4.45) и (4.46)):

Отсюда нетрудно определить оптимальную глубину заложения полевого штрека. Для этого отыскиваем производную от СЕ по X и приравниваем ее к нулю:

Оптимальное значение глубины заложения полевого штрека из выражения (4.49) будет равно

По предложенной методике для условий разработки пласта К12 двумя наклонными слоями по простиранию установлены значения Хопт для глубины разработки Нр, равной 400 и 500 м при углах падения 10 и 20° и при крепости пород 200, 300, 400 и 500 кг/см2. На рисунке 9 для этих горно-геологических условий приведены графики зависимости себестоимости по учитываемым статьям затрат от параметра заложения штрека Хопт. Значения коэффициентов а1 и а2 для рассматриваемых горно-геологических условий при а=10° приведены в таблице 10. При а=20° значение а1 уменьшается в 2 раза.

При определении коэффициентов а1 и а2 были использованы стоимостные параметры, составленные институтом Карагандагипрошахт применительно к условиям шахт Карагандинского бассейна с учетом затрат на поддержание выработок, Установленные ВНИМИ. Кроме того, исходными Условиями при расчетах коэффициентов а1 и а2 приняты типовое сечение в свету полевого штрека 12,0 м2 и участкового квершлага — 8,4 м2, расстояние между участковыми квершлагами 150 м (ограничено по условиям проветривания подготовительных выработок и надежной работы участкового конвейерного транспорта). Непосредственной почвой пласта К12 являются во всех случаях аргиллиты с пределом прочности осж=200 кг/см2 и мощностью 5 м.

Оптимальная глубина заложения полевого штрека для вариантов слоевых систем разработки столбами по падению определяется аналогично, но при этом необходимо изменить соответственно значения коэффициентов а1 и а2.

Разработка пластов долинской и тентекской свит в Новых районах — Чурубай-Нуринском и Тентекском — связана со следующими специфическими особенностями: неустойчивые породы кровли и почвы, сложная гипсометрия, переменная мощность пластов, наличие крупных и мелких геологических нарушений и т. д. Опыт разработки угольных пластов, а также многочисленные исследования в России и за рубежом показывают, что наиболее благоприятные условия при выемке пластов со слабыми боковыми породами создаются при высокой скорости подвигания очистных забоев. Варианты, предлагаемые в «Типовых технологических схемах», не могут обеспечить высокую экономическую эффективность методов разработки пластов со сложными горно-геологическими условиями месторождения Чурубай-Нуринского и Тентекского районов.

Для разработки пластов долинской и тентекской свит со сложными горно-геологическими условиями предлагается новая система разработки — без предварительной нарезки полос с отработкой пластов по восстанию — падению и простиранию.

Сущность технологической схемы заключается в следующем (рис. 10). Для подготовки выемочного поля к очистной выемке под пластом или свитой сближенных пластов вне зоны влияния очистных работ проходятся откаточный 1, вентиляционный 10, промежуточный 6 штреки и участковый бремсберг 5. Выемка столба по восстанию производится короткими лавами длиной 25—50 м от монтажной камеры 11 у откаточного штрека до демонтажной камеры 12 — у вентиляционного штрека. Вслед за подвиганием лавы по восстанию со стороны угольного массива создается конвейерный ходок 2, служащий для транспортирования угля и подачи свежего воздуха. В первоначальный период выемки полосы транспортировка угля от конвейерного ходка 2 производится непосредственно на этажный штрек 1. После перехода лавой границы второго подэтажа транспортировка угля с конвейерного ходка 2 производится на конвейерный промежуточный штрек 6, далее — через участковый бремсберг 5 на этажный откаточный штрек. После полной отработки полосы до вентиляционного штрека конвейерные ходки 2 и 7 сохраняются в качестве вентиляционных ходков 4 и 5, которые по мере отработки следующей полосы погашаются.

Подача свежей струи в лаву производится в порядке, обратном транспортированию угля. Отработанная струя лавы нижнего подэтажа идет по вентиляционному ходку (бывший конвейерный при выемке предыдущего столба) через сбойку и далее по промежуточному штреку, заднему участковому бремсбергу и на этажный вентиляционный штрек.

Отработанная струя лавы верхнего подэтажа идет по вентиляционному ходку через сбойку и на вентиляционный штрек.

Возможны различные технологические модификации новой системы разработки. Их определяют следующие горнотехнические условия: число лав в выемочном участке, число выемочных участков в шахтопласте, направление отработки столба (по восстанию, падению, простиранию), способ расположения участковых выработок относительно пласта — пластовый или полевой, механизация процессов угледобычи в пределах выемочного участка.

Предлагаемая система с очистным комплексом типа КТ выгодно отличается от применяемых в бассейне: обеспечением высоких скоростей подвигания; отсутствием в пределах выемочного поля подготовительных и нарезных работ; незначительными потерями угля в целиках и высокой надежностью работы лав.

Для различных модификаций предлагаемой системы разработки производится оптимизация основных ее параметров — длины лавы, размеров этажа и выемочных полей, нагрузки на лаву, — используя при этом известные методы технико-экономического анализа —экономико-математического моделирования, аналитического и т. д. Принципиальная схема исследования системы разработки полосами без нарезки полос приведена на схеме 9.

Для установления эффективной области применения рекомендуемых способов подготовки, систем разработки и их параметров исследования проводятся для широкого диапазона горно-геологических условий Новых районов Карагандинского бассейна.

Критерием оценки принята себестоимость тонны угля по учитываемым факторам и суммарные приведенные затраты, определяемые формулой С+ЕК. В качестве дополнительных критериев принята надежность технологических схем, потери угля и пожароопасность.

Значение каждого из принятых нами дополнительных критериев, бесспорно, важно, и, в конечном итоге, они прямо или косвенно существенно влияют на себестоимость. Однако в силу тех или иных обстоятельств они не могут быть количественно учтены непосредственно в критерии себестоимости.

Потери угля по рассматриваемым вариантам систем разработки учитываются количественно в соответствии с «Временной отраслевой методикой», а пожароопасность — только качественно. При этом система разработки считается менее эффективной, если на пожароопасных пластах она допускает большие потери угля, а возможность полной изоляции пожарного участка менее благоприятна.

Выбору рационального направления перемещения очистного забоя посвящены работы, в которых, отмечая достоинства и недостатки различных направлений перемещения очистных забоев, авторы приходят к единому мнению, что в сложных горно-геологических условиях (большая водоносность пласта и боковых пород, наличие тектонических нарушений, сориентированных вкрест простирания пласта, сложная гипсометрия и т. д.) наиболее рациональным является направление по восстанию или падению. Основные достоинства при этом: возможность сохранения постоянной длины лавы, большой срок службы горизонта, сравнительно простая схема транспорта и возможность отвода воды и обрушенных пород за пределы призабойного пространства (при отработке по восстанию).

Наряду с достоинствами систем разработки длинными столбами по падению или восстанию пласта отмечаются и существенные недостатки, заключающиеся в необходимости проведения длинных наклонных выработок и оборудования их механизированными подъемными установками для подъема-спуска людей, материалов и оборудования.

Детальные исследования различных вариантов отработки полос по восстанию, падению и простиранию пласта показали, что в сложных горно-геологических условиях Карагандинского бассейна они являются рациональными по сравнению с системами разработки столбами по простиранию. Это связано главным образом с тектонической структурой месторождения, обводненностью вмещающих пород и пластов и условиями работы очистного комплекса.

В Чурубай-Нуринском и Тентекском районах крупные тектонические нарушения с разрывом сплошности в основном сориентированы по падению пласта. При этом блоки, имеющие размер по простиранию пласта между тектоническими нарушениями более 500—600 м, составляют не более 14% от общего количества выемочных полей. Кроме того, вмещающие породы и пласты Новых районов отличаются обводненностью, а породы почвы — легкой размокаемостью. Все эти обстоятельства обусловливают целесообразность отработки полос по восстанию пласта. Такой порядок отработки значительно расширяет область применения механизированных очистных комплексов в бассейне. Перемещение очистного забоя по восстанию пласта создает большую устойчивость крепи комплекса, облегчает погрузку угля на забойный конвейер, исключает прорыв обрушенной породы в призабойное пространство. Но на мощных пластах, склонных к отжиму угля от забоя, создается трудность с обеспечением безопасных условий работы. Поэтому до создания соответствующих устройств, гарантирующих безопасные работы при отжиме угля, рекомендуется следующий порядок отработки полос: на тонких и средней мощности пластах по восстанию и на мощных — по падению пласта.

В соответствии с принятой методикой основные параметры системы разработки и способов подготовки шахтного поля определяются исследованием стоимостной функции на минимум.

Для определения оптимальных параметров выемочного поля учитываются следующие затраты (в руб.) на 1 г угля:

— на проведение откаточного и вентиляционного штреков, просеков и сбоечных печей при них

где в — коэффициент, учитывающий период проведения выработки;

а1,b1 — стоимостные коэффициенты на проведение откаточных и вентиляционных штреков;

a2,b2 — то же, по сбоечным печам и просекам;

S1, S2 — соответственно сечения штреков и сбоечных печей и просеков, м2;

i — число параллельных выработок;

nл — количество подэтажей в этаже;

— на проведение промштреков и сбоечных печей при них

— на проведение приемных площадок

Vп — средний объем одной приемной площадки, м3;

an — стоимость проведения 1 м2 приемной площадки, руб.;

X — расстояние между участковыми бремсбергами, м;

— на проведение монтажных и демонтажных камер

где Кк — стоимость проведения 1 пог. м монтажной камеры, руб.;

— на монтаж и демонтаж очистных комплексов

где а1 — вес очистного комплекса, не зависящии от длины лавы, т;

а2 — вес очистного комплекса на 1 пог. ж очистного забоя, т;

N0 — норма выработки на монтаж и демонтаж очистного комплекса, т;

R0 — полная сметная тарифная ставка рабочего на монтаже, руб.;

— на поддержание откаточных и вентиляционных штреков и просеков при них

где r1, r2 — соответственно стоимость поддержания 1 пог. м откаточного и вентиляционного штреков и просеков при них, руб/год;

Кy — коэффициент, учитывающий устойчивость боковых пород;

Ак — суточная добыча из очистного забоя, г;

— на поддержание промштреков

— на поддержание ходков

— на проведение участковых бремсбергов

где а3; b3; a4; b4 — стоимостные параметры проведения участковых бремсбергов;

— на поддержание участковых бремсбергов

где r4, r5 — стоимость поддержания 1 пог. м бремсбергов руб/год;

S3, S4 — сечение бремсбергов, м2;

— на транспортирование угля по ходкам

где q1x, q2x — стоимостные параметры по транспортированию угля по промштреку;

— на транспортирование угля по участковым бремсбергам

где q1пш, q2пш — стоимостные параметры по транспортированию угля по участковым бремсбергам;

— на транспортирование угля по участковым бремсбергам

где q1уб, q2уб — стоимостные параметры по транспортированию угля по участковым бремсбергам;

— амортизационные отчисления стоимости крепи ходка

где Кх — стоимость 1 пог. м крепи ходка;

ах — норма амортизации;

— приведенные капитальные затраты на крепь ходка

— приведенные капитальные затраты на транспортные средства по ходку, промштреку и бремсбергам

где Кхт', Ктб', Ктп' — стоимость транспортных средств на 1 пог. м соответственно ходка, бремсберга и промштрека, руб.;

Ктх, Ктб, Ктп, Кл — стоимость транспортных средств соответственно ходка, промштрека, бремсберга и камеры лебедки, не зависящая от длины транспортной выработки, руб.;

Суммарные приведенные затраты, зависящие от h и X, составят

Оптимальные значения h и х, обращающие F(hx) в минимум, определяются из уравнений

где d1, d2, ... d6 — стоимостные коэффициенты, определяющие уравнения (4.52) и (4.53). Алгебраическое решение уравнений (4.53) приводит к уравнению 5-й степени, поэтому проще решать эти уравнения графически, но анализ (4.53) показывает, что слагаемое d3/hx представляет затраты на сооружение приемных площадок, которые в абсолютных значениях не превышают 0,03—0,04 руб/т, или менее 3—4% от общих учитываемых затрат. Поэтому для простоты расчетов в пределах допустимой точности можно принять х или h при коэффициенте как постоянные. Нами приняты х=1000 м, h=500 м.

Согласно уравнениям (4.52) и (4.53), оптимальные размеры выемочного поля определяются по следующим формулам:

Расчетные формулы для определения коэффициентов d1, d2, ..., d6 даны для случая проведения выработки по пласту. При проведении выработок по породе изменяются только абсолютные значения некоторых стоимостных коэффициентов, например, по проведению откаточного, вентиляционного и промежуточного штреков, на их поддержание, на проведение и поддержание бремсбергов и т. д.

Суточная нагрузка на очистной забой по производительности комплекса определяется по формуле

Найденное по формуле (4.55). значение АК проверяется по условию допустимой скорости вентиляционной струи воздуха согласно ПБ:

где S — полезное сечение лавы, м2;

V — допустимая скорость движения струи воздуха, м/сек;

d — допустимая ПБ концентрация метана на исходящей струе лавы;

Кн — коэффициент неравномерности метановыделения;

qл — газообильность лавы, м3/т;

S=maлКs (где ал — ширина рабочего пространства лавы, м);

Кs — коэффициент, учитывающий сужение лавы.

Определение необходимого количества воздуха для проветривания очистного забоя и подготовительных выработок производилось согласно действующим инструкциям применительно к системам разработки полосами по восстанию (падению) без предварительной нарезки полос.

Общее количество воздуха для проветривания крыла шахтопласта определялось по формуле

Обозначения приняты по действующим инструкциям.

Сечения подготовительных выработок определяются по условиям размещения транспортных средств и допустимой скорости воздушной струи согласно ПБ.

Суммарные приведенные затраты на 1 г угля определяются при оптимальных параметрах L, х, h с учетом всех внутрилавных и внелавных затрат в пределах выемочного Поля по формуле

Расчет оптимальных параметров b, х, h и затраты на 1 г угля С и С+ЕК по рассматриваемым горно-геологическим условиям производился на ЭЦВМ «Минск-22».

В таблице 11 приведены результаты оптимизации параметров предлагаемой системы разработки, использованные при проектировании шахты № 8 Тентекской нового типа с учетом стоимостных показателей института Карагандагипрошахт.