Міністерство освіти і науки України
Донбаський державний технічний університет
Кафедра розробки родовищ корисних копалин
ПОЯСНЮВАЛЬНА ЗАПИСКА
До курсового проекту з дисципліни
"Технологія гірничого виробництва та збагачення корисних копалин"
Виконав: студент гр. АКГ-05
Коновалов А.А.
Перевірив: доц. каф. РМПІ
Леонов А.А.
Алчевськ 2007
Зміст
Введення
1. Характеристика родовища
2. Запаси шахтного поля.
3. Режим роботи, потужність і термін служби шахти
4. Розтин шахтного поля
5. Вибір способу підготовки шахтного поля
6. Вибір системи розробки
7. Технологія, механізація та організація очисних робіт
8. Визначення параметрів очисного забою
9. Зведення основних техніко-економічних показників
Список використаної літератури
Введення
Те, що відбувається в гірській промисловості вдосконалення технологічних процесів передбачає, в кінцевому рахунку, повну автоматизацію виробництва, що значно підвищує продуктивність праці, перетворює робочі місця, робить працю більш творчою. Сучасний етап автоматизації спирається на використання новітніх досягнень у технології електронно-обчислювальної техніки, електронізації промисловості.
В даний час створені вугледобувні комплекси, які забезпечують безперервний процес видобутку вугілля в лаві без застосування важкої фізичної праці, налагоджується автоматичний контроль за роботою комплексу та автоматичне керування, хоча в цьому пункті залишається ряд невирішених проблем.
Засоби автоматизації безперервно розвиваються і зазнають відносно швидкі зміни.
У заданих гірничогеологічних умовах необхідно забезпечити максимальну річний видобуток, мінімальні терміни від введення геологічної розвідки до введення шахти в експлуатацію. Також необхідно забезпечити мінімальні капіталовкладення для забезпечення максимально повного циклу вуглевидобутку.
У цьому й полягає мета даного курсового проекту.
В даний час розробляється пласт -
Характеристика вугільних пластів наведена в таблиці 1.1, вміщуючих порід - у таблиці 1.2.
Таблиця 1.1 - Характеристика вугільних пластів
Таблиця 1.2 - Характеристика бічних порід
12000 метрів , З падіння 2400 метрів , Середня щільність вугілля в масиві 1.38т/м3.
де
γ - середня щільність вугілля в масиві, т/м3.
де
Zгеол = 12000 * 2400 * 2,89 * 1,38 = 114860160т.
Усі пласти є кондиційним і мають малий вміст золи і потужність більше 0.5м, тому геологічні запаси рівні балансовим
Zгеол = Zбал
Промислові запаси необхідно визначати шляхом виключення з балансових запасів проектних втрат, тис.т.
де
Проектні втрати вугілля включають в себе втрати в ціликах та експлуатаційні втрати, тис.т.
ΣZп = Zоц + Zбц + Zе (2.4)
Втрати вугілля в охоронних і бар'єрних ціликах розраховуємо згідно з правилами охорони споруд. При відсутності даних про втрати в ціликах їх слід орієнтовно приймати: на пологих пластах 1% балансових запасів, а на крутих - 2%
Zц = Zоц + Zбц = (0,01
Zц = 0,01 * 114 860 160 = 1148601.6т
Експлуатаційні втрати розраховуємо за формулою:
Де
= 114860160 - 12519757,44 = 102340402,6 т
У цілому, кількість корисної копалини, що видобувається з родовища або шахтного поля, необхідно оцінювати коефіцієнтом вилучення, який показує, яка частина балансових запасів видається на поверхню:
3. Режим роботи і термін служби шахти
Режим роботи шахти по видобутку вугілля наступний:
- Кількість робочих днів у році - 300;
- Кількість робочих змін з видобутку вугілля змін на добу - 3;
- Тривалість робочої зміни на підземних роботах - 6 годин;
- Тривалість робочої зміни на поверхні - 8 годин;
- Одна зміна ремонтно-підготовча.
Режим роботи працівників необхідно приймати з розрахунку п'ятиденного тижня (шахта працює 6 днів на тиждень, а робітники 5 днів на тиждень з ковзаючим виходом протягом тижня).
Розрахунковий термін служби необхідно визначати як похідну величину, років:
де
Повний термін служби необхідно встановлювати з урахуванням часу на розвиток та затухання видобутку, років
Фактичне сумарний час на розвиток і згортання видобутку в залежності від річної виробничої потужності вугільної шахти орієнтовно можна визначити за формулою, років:
де А - млн.т / рік.
4. Розтин шахтного поля
При виборі схеми розтину необхідно приймати технічні рішення, які повинні забезпечувати:
високу концентрацію гірничих робіт з найбільшими реально досягаються в даних гірничо-геологічних умовах навантаженнями на горизонт, пласт, похилу виробку і очисний вибій;
мінімально необхідний обсяг проведених і підтримуваних виробок;
забезпечення своєчасної підготовки ліквідаційної лінії очисних вибоїв;
безступінчатий і безперервний транспорт;
будівництво шахт в мінімальні терміни;
сталість якості робочої продукції.
Питання розкриття повинні вирішуватися з урахуванням всіх пластів у шахтному полі.
При обгрунтуванні раціонального способу розкриття необхідно враховувати кількісні значення таких факторів, як розміри шахтного поля по падінню і простяганням, кут падіння пластів, їх кількість і відстань між ними, а також відстань між поверхнею і верхньою межею шахтного поля. Знаючи межі можливих значень розмірів горизонтів з падіння, необхідно визначити число горизонтів. Цей додатковий параметр дуже необхідний при вирішенні питань про застосування одно-або многогорізонтной схеми розтину.
Відстань від верхньої межі до поверхні робить вирішальний вплив на вибір способу розкриття вертикальними або похилими стовбурами, а також комбінованого способу.
Кут падіння пластів у поєднанні з відстанню між пластами зумовлює тип додаткової розкриває виробітку (квершлагом, гезенків).
Для пологих і похилих пластів в якості основних рекомендується застосовувати такі схеми розтину:
вертикальними стовбурами з капітальними або погорізонтного квершлагами в залежності від розмірів шахтного поля по падінню;
похилими стовбурами для видачі вугілля високопродуктивними конвеєрами і вертикальними стовбурами для виконання допоміжних операцій з капітальним квершлагом, а при великій угленасищенності родовища - з поверховими квершлагами.
При розтині повинно забезпечуватися пряме провітрювання. Ухили роботи допускати тільки при розробці останнього горизонту і довжині ухилу не більше 1200м.
У районах з гористим рельєфом поверхні необхідно передбачати розтин штольнями в поєднанні зі сліпими вертикальними стовбурами.
Крім перерахованих схем розтину, необхідно передбачати будь-які інші економічно і технічно здійсненні схеми розтину.
У даному розрахунку застосовуємо схему розтину вертикально центрально здвоєними стволами, капітальним квершлагом з центрально віднесеної вентиляційної свердловиною.
Визначимо глибину стовбура за формулою, м
де -
Для допоміжного
Нg = 1200 * 0,087 +7 +80 = 191,4 м
Для головного
НС = 1200 * 0,087 +40 +80 = 224,4 м
Довжину квершлагу LК визначати за формулою, м
де
5. Вибір способу підготовки шахтного поля
Вибір і обгрунтування способу підготовки шахтного поля необхідно здійснювати з урахуванням гірничо-геологічних і гірничотехнічних чинників: розміру шахтного поля по простяганню, кута падіння пласта, числа одночасно пластів, природної газоносності і наявності геологічних порушень.
Беручи до уваги кут падіння пласта 5 0, приймаємо погорізонтного спосіб підготовки з відпрацюванням лавами подвигаемся за падінням (повстання). Для стійкої роботи шахти, що розробляють пласти пологого і похилого падіння, як правило, приймати запаси вугілля в межах горизонту з розрахунку забезпечення роботи кожного не менше 15 років. Приймаються спадний порядок відпрацювання пластів, для забезпечення максимального захисного дії гірських робіт, проведення очисних і підготовчих виробок поза зоною опорного тиску від суміжних пластів, що розробляються.
У погорізонтного способі підготовки необхідно приймати прямий порядок відпрацювання бремсбергових полів і зворотний порядок відпрацювання ухили полів (від межі шахтного поля до стовбура).
6. Вибір системи розробки
Вибір системи розробки необхідно проводити методом прямого відбору за принципом відповідності її основним геологічними і гірничо-технічними умовами залягання пластів у шахтному полі з урахуванням досягнутих техніко-економічних показників. При цьому слід враховувати також і фактори, що впливають на ефективність застосування сучасних засобів механізації очисних робіт, надійність роботи підземного транспорту, величину втрат корисних копалин, питання охорони праці та навколишнього середовища, пожежну безпеку.
Описати вибраний варіант системи розробки та вказати її основні параметри.
У залежності від гірничо-геологічних умов доцільно застосовувати для пологих і похилих пластів потужністю до 3,5 м, а при відповідній механізації до 4,5 м, при панельній підготовці - довгі стовпи по простяганню, при погорізонтного - довгі стовпи по повстанню, а на необводнених пластах - за падання; виїмку за підняттям пласта потужністю більше 1,5 м приймати за наявності відповідних наукових рекомендацій та обгрунтувань.
При розробці тонких і середньої потужності пластів слід застосовувати системи розробки без залишення ціликів вугілля і з повторним використанням штреків з охороною їх штучними жорсткими смугами з бетонних плит і інших матеріалів. При потужності пласта понад 2,5 м застосовувати проведення виїмкових виробок впрісечку до виробленого простору.
Для пластів потужністю понад 3,5 м передбачати поділ їх на похилі шари з вийманням вугілля в кожному шарі довгими стовпами. Товщину шарів при технології виїмки вугілля з індивідуальним кріпленням приймати в межах 2-2,5 м, а при застосуванні механізованих кріплень - до 3,5 м.
Для пластів потужністю більше 7м необхідно застосовувати комбіновану систему розробки в різних варіантах з використанням гнучкого перекриття.
Для умов, в яких застосування системи розробки довгими стовпами неможливо або економічно не виправдовується, необхідно застосовувати комбіновану або суцільну систему розробки. Суцільну систему розробки, особливо з проведенням штреків слідом за лавою, приймати на тонких (до 0,8 м) пластах з кутами падіння до 15 ° на глибоких горизонтах, при Пуча вміщуючих породах, а також на пластах, небезпечних за раптовими викидами вугілля і газу.
На крутих і крутопохилих пластах при потужності до 1,5 м приймати відпрацювання поверхів довгими стовпами по простяганню з відкаткою вантажів і виведенням вихідного струменя на передні проміжні квершлаги.
При потужності пластів від 0,7 до 3,5 м необхідно приймати систему розробки довгими стовпами з виїмкою по падінню з різного роду щитовими агрегатами.
У даному розрахунку ми застосовуємо систему розробки стовпову з підтриманням підготовчої виробленням повторно і погашенням слідом за 2 лавою.
7. Технологія, механізація та організація очисних робіт
Вибір засобів комплексної механізації очисних робіт слід обгрунтовувати стосовно гірничо-геологічними умовами одного з пластів, що розробляються шахтного поля.
При проектуванні шахт необхідно передбачати комплексну механізацію та автоматизацію робіт в очисних вибоях, найбільш прогресивні види обладнання, що забезпечують високі техніко-економічні показники, мінімальну трудомісткість і максимальну безпеку праці. Вибір засобів механізації проводити з урахуванням прогнозу розвитку техніки в найближчі роки.
Вибравши тип виємочной машини, визначити ширину захвату її виконавчого органу. Для вузькозахватних комбайнів ширину захвату слід приймати 0,63 м для пластів потужністю 1,2-2,5 м; 0,8 м для пластів потужністю менше 1,2 м, 0,4 м - при нестійкій безпосередній покрівлі або при виїмці міцних вугілля і антрацитів для поліпшення їх сортності.
Для стругів ширину смуги, виймальної за цикл, приймати в межах 0,8-1,2 м.
Тип забійного конвеєра необхідно вибирати, враховуючи при цьому виймається потужність пласта, кут його падіння, тип прийнятої виємочной машини.
При виборі засобів кріплення очисного забою необхідно вибрати спосіб управління покрівлею, а також категорію покрівлі по обрушаемості і стійкості.
В якості основного способу управління покрівлею за всіх систем розробки на пластах пологого падіння застосовувати повне обвалення покрівлі, а на пластах похилого і крутого падіння - повне обвалення, плавне опускання, часткову або повну закладку.
Управління покрівлею часткової або повної закладкою виробленого простору застосовувати у випадках, коли це необхідно для безпечного ведення гірничих робіт, охорони поверхні або з економічних міркувань.
Тип механізованого кріплення вибирати з урахуванням гірничо-геологічних умов: потужності пласта, кута падіння, типу виємочной машини і забійного конвеєра. При цьому слід враховувати, що застосування механізованих кріплень нераціонально при нестійкій покрівлі; непереходімих геологічних порушеннях; довжині виїмкової поля менш 800м; водопротоке в лаву більше 10 м 3 / год, а також при наявності труднообрушаемой покрівлі, якщо в лаві не передбачено разупрочнение порід або використання кріплень із підвищеним опором.
Донбаський державний технічний університет
Кафедра розробки родовищ корисних копалин
ПОЯСНЮВАЛЬНА ЗАПИСКА
До курсового проекту з дисципліни
"Технологія гірничого виробництва та збагачення корисних копалин"
Виконав: студент гр. АКГ-05
Коновалов А.А.
Перевірив: доц. каф. РМПІ
Леонов А.А.
Алчевськ 2007
Зміст
Введення
1. Характеристика родовища
2. Запаси шахтного поля.
3. Режим роботи, потужність і термін служби шахти
4. Розтин шахтного поля
5. Вибір способу підготовки шахтного поля
6. Вибір системи розробки
7. Технологія, механізація та організація очисних робіт
8. Визначення параметрів очисного забою
9. Зведення основних техніко-економічних показників
Список використаної літератури
Введення
Те, що відбувається в гірській промисловості вдосконалення технологічних процесів передбачає, в кінцевому рахунку, повну автоматизацію виробництва, що значно підвищує продуктивність праці, перетворює робочі місця, робить працю більш творчою. Сучасний етап автоматизації спирається на використання новітніх досягнень у технології електронно-обчислювальної техніки, електронізації промисловості.
В даний час створені вугледобувні комплекси, які забезпечують безперервний процес видобутку вугілля в лаві без застосування важкої фізичної праці, налагоджується автоматичний контроль за роботою комплексу та автоматичне керування, хоча в цьому пункті залишається ряд невирішених проблем.
Засоби автоматизації безперервно розвиваються і зазнають відносно швидкі зміни.
У заданих гірничогеологічних умовах необхідно забезпечити максимальну річний видобуток, мінімальні терміни від введення геологічної розвідки до введення шахти в експлуатацію. Також необхідно забезпечити мінімальні капіталовкладення для забезпечення максимально повного циклу вуглевидобутку.
У цьому й полягає мета даного курсового проекту.
1 Характеристика родовища
Характеристика родовища містить короткий опис району, умов залягання пластів вугілля: потужність, кут падіння, фортеця вугілля, об'ємна вага, газоносність, властивості бічних порід грунту та покрівлі, будова пласта. Повинні бути вказані відстані між шарами по нормалі і від поверхні до верхньої межі шахтного поля, наведено відомості про геологічні порушення і інших чинниках, що впливають на вибір способу розкриття і підготовки шахтного поля, а також засобів комплексної механізації.В даний час розробляється пласт -
Характеристика вугільних пластів наведена в таблиці 1.1, вміщуючих порід - у таблиці 1.2.
Таблиця 1.1 - Характеристика вугільних пластів
| Індекс пласта | Марка вугілля | Щільність вугілля, т / | Потужність пласта, м | Кут падіння пласта, град. | Приплив води, |
| ОС | 1,38 | 1,38 | 5 | - | |
| Т | 1,38 | 0,80 | 5 | - | |
| ОС | 1,38 | 0,71 | 5 | - |
Таблиця 1.2 - Характеристика бічних порід
| Покрівля | Тип безпосередній грунту | Коефіцієнт фортеці | |||||||
| Хибна | Безпосередня | Основна | |||||||
| Тип порід | Потужність, м | Тип порід | Потужність, м | Фортеця, f | Тип порід | Потужність, м | Фортеця, f | ||
| Аргіліт | 0-0,2 | Алевроліт | 5,4 | 6 | Піщаник | 9,5 | 7 | Вапняк | 7 |
| Аргіліт | 0-0,1 | Алевроліт | 7,8 | 6 | Вапняк | 10,0 | 7 | Алевроліт | 6 |
| Алевроліт | 0,1-0,4 | Аргіліт | 6,2 | 6 | Алевроліт | 7,8 | 6 | Піщаник | 9 |
2. Запаси шахтного поля
Розміри шахтного поля: по простяганнюде
γ - середня щільність вугілля в масиві, т/м3.
де
Zгеол = 12000 * 2400 * 2,89 * 1,38 = 114860160т.
Усі пласти є кондиційним і мають малий вміст золи і потужність більше 0.5м, тому геологічні запаси рівні балансовим
Zгеол = Zбал
Промислові запаси необхідно визначати шляхом виключення з балансових запасів проектних втрат, тис.т.
де
Проектні втрати вугілля включають в себе втрати в ціликах та експлуатаційні втрати, тис.т.
ΣZп = Zоц + Zбц + Zе (2.4)
Втрати вугілля в охоронних і бар'єрних ціликах розраховуємо згідно з правилами охорони споруд. При відсутності даних про втрати в ціликах їх слід орієнтовно приймати: на пологих пластах 1% балансових запасів, а на крутих - 2%
Zц = Zоц + Zбц = (0,01
Zц = 0,01 * 114 860 160 = 1148601.6т
Експлуатаційні втрати розраховуємо за формулою:
Де
У цілому, кількість корисної копалини, що видобувається з родовища або шахтного поля, необхідно оцінювати коефіцієнтом вилучення, який показує, яка частина балансових запасів видається на поверхню:
3. Режим роботи і термін служби шахти
Режим роботи шахти по видобутку вугілля наступний:
- Кількість робочих днів у році - 300;
- Кількість робочих змін з видобутку вугілля змін на добу - 3;
- Тривалість робочої зміни на підземних роботах - 6 годин;
- Тривалість робочої зміни на поверхні - 8 годин;
- Одна зміна ремонтно-підготовча.
Режим роботи працівників необхідно приймати з розрахунку п'ятиденного тижня (шахта працює 6 днів на тиждень, а робітники 5 днів на тиждень з ковзаючим виходом протягом тижня).
Розрахунковий термін служби необхідно визначати як похідну величину, років:
де
Повний термін служби необхідно встановлювати з урахуванням часу на розвиток та затухання видобутку, років
Фактичне сумарний час на розвиток і згортання видобутку в залежності від річної виробничої потужності вугільної шахти орієнтовно можна визначити за формулою, років:
де А - млн.т / рік.
4. Розтин шахтного поля
При виборі схеми розтину необхідно приймати технічні рішення, які повинні забезпечувати:
високу концентрацію гірничих робіт з найбільшими реально досягаються в даних гірничо-геологічних умовах навантаженнями на горизонт, пласт, похилу виробку і очисний вибій;
мінімально необхідний обсяг проведених і підтримуваних виробок;
забезпечення своєчасної підготовки ліквідаційної лінії очисних вибоїв;
безступінчатий і безперервний транспорт;
будівництво шахт в мінімальні терміни;
сталість якості робочої продукції.
Питання розкриття повинні вирішуватися з урахуванням всіх пластів у шахтному полі.
При обгрунтуванні раціонального способу розкриття необхідно враховувати кількісні значення таких факторів, як розміри шахтного поля по падінню і простяганням, кут падіння пластів, їх кількість і відстань між ними, а також відстань між поверхнею і верхньою межею шахтного поля. Знаючи межі можливих значень розмірів горизонтів з падіння, необхідно визначити число горизонтів. Цей додатковий параметр дуже необхідний при вирішенні питань про застосування одно-або многогорізонтной схеми розтину.
Відстань від верхньої межі до поверхні робить вирішальний вплив на вибір способу розкриття вертикальними або похилими стовбурами, а також комбінованого способу.
Кут падіння пластів у поєднанні з відстанню між пластами зумовлює тип додаткової розкриває виробітку (квершлагом, гезенків).
Для пологих і похилих пластів в якості основних рекомендується застосовувати такі схеми розтину:
вертикальними стовбурами з капітальними або погорізонтного квершлагами в залежності від розмірів шахтного поля по падінню;
похилими стовбурами для видачі вугілля високопродуктивними конвеєрами і вертикальними стовбурами для виконання допоміжних операцій з капітальним квершлагом, а при великій угленасищенності родовища - з поверховими квершлагами.
При розтині повинно забезпечуватися пряме провітрювання. Ухили роботи допускати тільки при розробці останнього горизонту і довжині ухилу не більше 1200м.
У районах з гористим рельєфом поверхні необхідно передбачати розтин штольнями в поєднанні зі сліпими вертикальними стовбурами.
Крім перерахованих схем розтину, необхідно передбачати будь-які інші економічно і технічно здійсненні схеми розтину.
У даному розрахунку застосовуємо схему розтину вертикально центрально здвоєними стволами, капітальним квершлагом з центрально віднесеної вентиляційної свердловиною.
Визначимо глибину стовбура за формулою, м
де -
Для допоміжного
Нg = 1200 * 0,087 +7 +80 =
Для головного
НС = 1200 * 0,087 +40 +80 =
Довжину квершлагу LК визначати за формулою, м
де
5. Вибір способу підготовки шахтного поля
Вибір і обгрунтування способу підготовки шахтного поля необхідно здійснювати з урахуванням гірничо-геологічних і гірничотехнічних чинників: розміру шахтного поля по простяганню, кута падіння пласта, числа одночасно пластів, природної газоносності і наявності геологічних порушень.
Беручи до уваги кут падіння пласта 5 0, приймаємо погорізонтного спосіб підготовки з відпрацюванням лавами подвигаемся за падінням (повстання). Для стійкої роботи шахти, що розробляють пласти пологого і похилого падіння, як правило, приймати запаси вугілля в межах горизонту з розрахунку забезпечення роботи кожного не менше 15 років. Приймаються спадний порядок відпрацювання пластів, для забезпечення максимального захисного дії гірських робіт, проведення очисних і підготовчих виробок поза зоною опорного тиску від суміжних пластів, що розробляються.
У погорізонтного способі підготовки необхідно приймати прямий порядок відпрацювання бремсбергових полів і зворотний порядок відпрацювання ухили полів (від межі шахтного поля до стовбура).
6. Вибір системи розробки
Вибір системи розробки необхідно проводити методом прямого відбору за принципом відповідності її основним геологічними і гірничо-технічними умовами залягання пластів у шахтному полі з урахуванням досягнутих техніко-економічних показників. При цьому слід враховувати також і фактори, що впливають на ефективність застосування сучасних засобів механізації очисних робіт, надійність роботи підземного транспорту, величину втрат корисних копалин, питання охорони праці та навколишнього середовища, пожежну безпеку.
Описати вибраний варіант системи розробки та вказати її основні параметри.
У залежності від гірничо-геологічних умов доцільно застосовувати для пологих і похилих пластів потужністю до 3,5 м, а при відповідній механізації до 4,5 м, при панельній підготовці - довгі стовпи по простяганню, при погорізонтного - довгі стовпи по повстанню, а на необводнених пластах - за падання; виїмку за підняттям пласта потужністю більше 1,5 м приймати за наявності відповідних наукових рекомендацій та обгрунтувань.
При розробці тонких і середньої потужності пластів слід застосовувати системи розробки без залишення ціликів вугілля і з повторним використанням штреків з охороною їх штучними жорсткими смугами з бетонних плит і інших матеріалів. При потужності пласта понад 2,5 м застосовувати проведення виїмкових виробок впрісечку до виробленого простору.
Для пластів потужністю понад 3,5 м передбачати поділ їх на похилі шари з вийманням вугілля в кожному шарі довгими стовпами. Товщину шарів при технології виїмки вугілля з індивідуальним кріпленням приймати в межах 2-2,5 м, а при застосуванні механізованих кріплень - до 3,5 м.
Для пластів потужністю більше 7м необхідно застосовувати комбіновану систему розробки в різних варіантах з використанням гнучкого перекриття.
Для умов, в яких застосування системи розробки довгими стовпами неможливо або економічно не виправдовується, необхідно застосовувати комбіновану або суцільну систему розробки. Суцільну систему розробки, особливо з проведенням штреків слідом за лавою, приймати на тонких (до 0,8 м) пластах з кутами падіння до 15 ° на глибоких горизонтах, при Пуча вміщуючих породах, а також на пластах, небезпечних за раптовими викидами вугілля і газу.
На крутих і крутопохилих пластах при потужності до 1,5 м приймати відпрацювання поверхів довгими стовпами по простяганню з відкаткою вантажів і виведенням вихідного струменя на передні проміжні квершлаги.
При потужності пластів від 0,7 до 3,5 м необхідно приймати систему розробки довгими стовпами з виїмкою по падінню з різного роду щитовими агрегатами.
У даному розрахунку ми застосовуємо систему розробки стовпову з підтриманням підготовчої виробленням повторно і погашенням слідом за 2 лавою.
7. Технологія, механізація та організація очисних робіт
Вибір засобів комплексної механізації очисних робіт слід обгрунтовувати стосовно гірничо-геологічними умовами одного з пластів, що розробляються шахтного поля.
При проектуванні шахт необхідно передбачати комплексну механізацію та автоматизацію робіт в очисних вибоях, найбільш прогресивні види обладнання, що забезпечують високі техніко-економічні показники, мінімальну трудомісткість і максимальну безпеку праці. Вибір засобів механізації проводити з урахуванням прогнозу розвитку техніки в найближчі роки.
Вибравши тип виємочной машини, визначити ширину захвату її виконавчого органу. Для вузькозахватних комбайнів ширину захвату слід приймати 0,63 м для пластів потужністю 1,2-2,5 м; 0,8 м для пластів потужністю менше 1,2 м, 0,4 м - при нестійкій безпосередній покрівлі або при виїмці міцних вугілля і антрацитів для поліпшення їх сортності.
Для стругів ширину смуги, виймальної за цикл, приймати в межах 0,8-1,2 м.
Тип забійного конвеєра необхідно вибирати, враховуючи при цьому виймається потужність пласта, кут його падіння, тип прийнятої виємочной машини.
При виборі засобів кріплення очисного забою необхідно вибрати спосіб управління покрівлею, а також категорію покрівлі по обрушаемості і стійкості.
В якості основного способу управління покрівлею за всіх систем розробки на пластах пологого падіння застосовувати повне обвалення покрівлі, а на пластах похилого і крутого падіння - повне обвалення, плавне опускання, часткову або повну закладку.
Управління покрівлею часткової або повної закладкою виробленого простору застосовувати у випадках, коли це необхідно для безпечного ведення гірничих робіт, охорони поверхні або з економічних міркувань.
Тип механізованого кріплення вибирати з урахуванням гірничо-геологічних умов: потужності пласта, кута падіння, типу виємочной машини і забійного конвеєра. При цьому слід враховувати, що застосування механізованих кріплень нераціонально при нестійкій покрівлі; непереходімих геологічних порушеннях; довжині виїмкової поля менш 800м; водопротоке в лаву більше 10 м 3 / год, а також при наявності труднообрушаемой покрівлі, якщо в лаві не передбачено разупрочнение порід або використання кріплень із підвищеним опором.
У довгих очисних вибоях рекомендується застосовувати наступне найбільш ефективне обладнання:
на пластах пологого падіння комплекси обладнання з вузькозахватними комбайнами або струговими установками, безрозбірного пересувними забійними конвеєрами і механізованими гідрофіковані кріпленнями із засобами гідроавтоматичні управління.
Комплекси устаткування з вузькозахватними комбайнами або струговими установками і механізованими гідрофіковані кріпленнями, а при необхідності і з обладнанням для закладання;
комплекси устаткування, що складаються з щитової кріплення та виїмково-доставних машин при виїмці смугами з падіння.
У складних гірничо-геологічних умовах, коли застосування механізованих кріплень неефективно, необхідно застосовувати комплекси обладнання з вузькозахватними комбайнами або струговими установками, безрозбірного пересувними скребковими конвеєрами, гідропередвіжчікамі і індивідуальним металевим кріпленням - забійними й посадочними стійками (переважно гідравлічними із зовнішнім живленням) і шарнірними верхняками.
Виїмку тонких пластів у складних гірничо-геологічних умовах слід передбачати за допомогою бурошнекових машин без кріплення очисного забою і присутності людей, а на крутих пластах - комплексами КМД-72.
У тих випадках, коли конструкція виконавчого органу застосовуваних виїмкових машин забезпечує самозарубку, використовувати безнішевую технологію, що передбачає самозарубку комбайнів: фронтальну або за способом "косою заїзд".
Фронтальну самозарубку застосовувати при розташуванні виконавчих органів по обох кінцях корпусу і постачанні їх виконавчих органів торцевими буровими різцями. Для решти вузькозахватних комбайнів слід застосовувати самозарубку в пласт "косими заїздами". При цьому Челноковій схему виїмки слід застосовувати для комбайнів із двосторонніми виконавчими органами, а односторонню - при будь-якому їх розташуванні.
Для скорочення розмірів ніш необхідно застосовувати двокомбайнового виїмку. У такому випадку комбайни повинні бути повернені виконавчим органом у бік відповідних кінцевих ділянок лав.
Застосування різних схем самозарубкі комбайнів супроводжувати виносом приводів конвеєрів на штреки. При цьому ширина штреків повинна становити 4-5м.
Для виїмки ніш передбачати нішенарезние комбайни. Ширину ніш приймати не менше дворазової ширини захоплення виконавчого органу комбайна.
Передбачати кріплення сполучень лави зі штреком механізованими кріпленнями.
З урахуванням умов доцільно прийняти механізований очисний комплекс 2КМ87УМН.
Комбайн 2К52МУ
Виймаємо потужність пласта 1,1 - 1,9 м.;
Кут падіння по простяганню 35 град.;
Ширина захоплення 0,63 - 0,8 м.;
Опірність вугілля різанню 250кН / м.
Забійний конвеєр СП 87
Кріплення 2М87УМН
8. Визначення параметрів очисного забою
1. Розрахунок навантаження на комплексний механічний забій з організаційного фактору
A =
, Т / добу
Де: n - число змін з видобутку, на добу (3);
Т - тривалість зміни (360 хв при шестигодинний зміні);
Т пз - час на підготовчо-заключні операції за зміну
(15 хв);
Т п - сумарний час враховуються технологічних перерв організаційно-технічних простоїв за зміну (10 хв);
Т 0 - час на відпочинок (15 хв за зміну);
К н - коефіцієнт надійності механізованого комплексу і засобів транспорту на виїмковому ділянці
L - довжина лави, (193) м;
r - ширина захвату виконавчого органу виємочной машини, (0,63) м;
m - виймаємо потужність пласта, (0,71) м;
γ - середня щільність вугілля, (1,38) т / м
С - коефіцієнт добування вугілля в лаві (0,98);
L м - довжина машинної частини лави (без урахування сумарної довжини верхньої та нижньої ніші);
V р - робоча швидкість подачі комбайна, 4,5 м / хв
V м - маневрова швидкість подачі комбайна при зачистці лави, 7,5 м / хв
t в - час на допоміжні операції, віднесені до 1м довжини машинної частини лави (0,1 с);
t - тривалість кінцевих операцій для підготовки лави до наступного циклу (15хв).
Коефіцієнт надійності механізованого комплексу з технічних відмов
0,75
Де:
К к - коефіцієнт готовності комбайна (0,94);
До кр - коефіцієнт готовності механізованого кріплення (0,93);
До кл - коефіцієнт готовності конвеєра лави (0,94);
До п - коефіцієнт готовності сполучення з перевантажувачем (0,94);
n к - число стрічкових конвеєрів на транспортній виробленні (2);
До лк - коефіцієнт готовності стрічкового конвеєра на транспортній виробленні (0,97).
2. Визначаємо максимально допустиме навантаження на очисний вибій за газові (метанові) фактору т / добу
A max = 550 * 2,1 -1,67 (1590 (1-0.05) / 194) 1,93 = 8365,64 т / добу
Де:
I р і А р - абсолютна метанообільності (м / хв) і навантаження на лаву (т / добу)
С - допустима по ПБ концентрація метану у вихідному струмені повітря, С = 1,0%;
З 0 - концентрація метану в надходить струмені повітря, Сo = 0,05%;
Q р - максимальна витрата повітря в лаві, м / хв.
Q р = Q max * K оз = 60 * S оч. Min * ν max * До оз,
Q р = 60 * 5,3 * 4 * 1.25 = 1590
Де:
S оч. Min - мінімальна площа поперечного перерізу привибійного
простору лави (5,3),
До оз - Коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, приймати (1,25);
ν max - максимально допустима по ПБ швидкість руху повітря по лаві (4 м / с).
3. Нормативне навантаження на очисний забій, т / добу,
Де:
А 0 - норматив навантаження на очисний забій.
Де: m 1, m 2 - відповідно найближчим менше і більше табличні значення виймальної потужності пласта, м;
A1, A2 - табличні значення нормативних навантажень, т / добу;
а - поправка до нормативу, навантаження при зміні довжини очисного забою на 1 м ; Приймається в залежності від засобів механізації, кута падіння пласта і стану безпосередньої крівлі.
Δ l оз. - Різниця довжини очисного вибою, м;
N см - число змін з видобутку на добу (3);
Т - тривалість зміни (360 хв);
γ - щільність гірничої маси в масиві без урахування присікаємо бічних порід (1,38 т / м);
К - коефіцієнт зменшення нормативу навантаження на очисний забій вугільних шахт зі складними гірничо-геологаческімі умовами (0,8);
Число циклів, виконуваних за добу:
n ц =
n ц =
Де:
Qn - видобуток вугілля, що отримується при виїмці одного циклу, т, визначається за формулою
Q ц = L * m * γ * n * r * C
Q ц = 170 * 1,38 * 1,38 * 3 * 0,63 * 0,98 = 599,65
Де:
L - довжина очисного вибою без урахування ніш (170м);
m - потужність пласта (1,38 м);
γ - об'ємна вага вугілля (1,38 т / м);
r - ширина захвату (0,63 м);
С - коефіцієнт добування вугілля (0,98).
Потужність пласта - 1,38 м;
Розміри шахтного поля:
за простяганням - 12000м;
з падіння - 2400м;
Запаси шахтного поля:
балансові - 114860,16 тис. тонн;
промислові - 102340,4026 тис. тонн;
Схема розтину - вертикально-центрально-здвоєними стволами, капітальним квершлагом з центрально віднесеної вентиляційної свердловиною;
Система розробки - стовпова з підтриманням підготовчої виробки повторно і погашенням слідом за 2 лавою;
Навантаження на лаву - 1678,33 т / добу;
Довжина лави - 193м;
Тип механізованого комплексу - 2КМ87УМН.
Список літератури
1. Задачник по підземній розробці вугільних родовищ: Учеб. посібник для вузів / К.Ф. Сапицький, Д.В. Дорохов, М.П. Зборщик, В.Ф. Андрушко. - Донецьк: ГГУ, 1999. - 193 с.
2. Норми технологічного проектування вугільних і сланцевих шахт. - М.: Мінвуглепром, 1986. - 103 с.
3. Правила безпеки у вугільних і сланцевих шахтах. - Київ, 1996. - 422 с.
на пластах пологого падіння комплекси обладнання з вузькозахватними комбайнами або струговими установками, безрозбірного пересувними забійними конвеєрами і механізованими гідрофіковані кріпленнями із засобами гідроавтоматичні управління.
Комплекси устаткування з вузькозахватними комбайнами або струговими установками і механізованими гідрофіковані кріпленнями, а при необхідності і з обладнанням для закладання;
комплекси устаткування, що складаються з щитової кріплення та виїмково-доставних машин при виїмці смугами з падіння.
У складних гірничо-геологічних умовах, коли застосування механізованих кріплень неефективно, необхідно застосовувати комплекси обладнання з вузькозахватними комбайнами або струговими установками, безрозбірного пересувними скребковими конвеєрами, гідропередвіжчікамі і індивідуальним металевим кріпленням - забійними й посадочними стійками (переважно гідравлічними із зовнішнім живленням) і шарнірними верхняками.
Виїмку тонких пластів у складних гірничо-геологічних умовах слід передбачати за допомогою бурошнекових машин без кріплення очисного забою і присутності людей, а на крутих пластах - комплексами КМД-72.
У тих випадках, коли конструкція виконавчого органу застосовуваних виїмкових машин забезпечує самозарубку, використовувати безнішевую технологію, що передбачає самозарубку комбайнів: фронтальну або за способом "косою заїзд".
Фронтальну самозарубку застосовувати при розташуванні виконавчих органів по обох кінцях корпусу і постачанні їх виконавчих органів торцевими буровими різцями. Для решти вузькозахватних комбайнів слід застосовувати самозарубку в пласт "косими заїздами". При цьому Челноковій схему виїмки слід застосовувати для комбайнів із двосторонніми виконавчими органами, а односторонню - при будь-якому їх розташуванні.
Для скорочення розмірів ніш необхідно застосовувати двокомбайнового виїмку. У такому випадку комбайни повинні бути повернені виконавчим органом у бік відповідних кінцевих ділянок лав.
Застосування різних схем самозарубкі комбайнів супроводжувати виносом приводів конвеєрів на штреки. При цьому ширина штреків повинна становити 4-5м.
Для виїмки ніш передбачати нішенарезние комбайни. Ширину ніш приймати не менше дворазової ширини захоплення виконавчого органу комбайна.
Передбачати кріплення сполучень лави зі штреком механізованими кріпленнями.
З урахуванням умов доцільно прийняти механізований очисний комплекс 2КМ87УМН.
Комбайн 2К52МУ
Виймаємо потужність пласта 1,1 - 1,9 м.;
Кут падіння по простяганню 35 град.;
Ширина захоплення 0,63 - 0,8 м.;
Опірність вугілля різанню 250кН / м.
Забійний конвеєр СП 87
Кріплення 2М87УМН
8. Визначення параметрів очисного забою
1. Розрахунок навантаження на комплексний механічний забій з організаційного фактору
A =
Де: n - число змін з видобутку, на добу (3);
Т - тривалість зміни (360 хв при шестигодинний зміні);
Т пз - час на підготовчо-заключні операції за зміну
(15 хв);
Т п - сумарний час враховуються технологічних перерв організаційно-технічних простоїв за зміну (10 хв);
Т 0 - час на відпочинок (15 хв за зміну);
К н - коефіцієнт надійності механізованого комплексу і засобів транспорту на виїмковому ділянці
L - довжина лави, (193) м;
r - ширина захвату виконавчого органу виємочной машини, (0,63) м;
m - виймаємо потужність пласта, (0,71) м;
γ - середня щільність вугілля, (1,38) т / м
С - коефіцієнт добування вугілля в лаві (0,98);
L м - довжина машинної частини лави (без урахування сумарної довжини верхньої та нижньої ніші);
V р - робоча швидкість подачі комбайна, 4,5 м / хв
V м - маневрова швидкість подачі комбайна при зачистці лави, 7,5 м / хв
t в - час на допоміжні операції, віднесені до 1м довжини машинної частини лави (0,1 с);
t - тривалість кінцевих операцій для підготовки лави до наступного циклу (15хв).
Коефіцієнт надійності механізованого комплексу з технічних відмов
Де:
К к - коефіцієнт готовності комбайна (0,94);
До кр - коефіцієнт готовності механізованого кріплення (0,93);
До кл - коефіцієнт готовності конвеєра лави (0,94);
До п - коефіцієнт готовності сполучення з перевантажувачем (0,94);
n к - число стрічкових конвеєрів на транспортній виробленні (2);
До лк - коефіцієнт готовності стрічкового конвеєра на транспортній виробленні (0,97).
2. Визначаємо максимально допустиме навантаження на очисний вибій за газові (метанові) фактору т / добу
A max = 550 * 2,1 -1,67 (1590 (1-0.05) / 194) 1,93 = 8365,64 т / добу
Де:
I р і А р - абсолютна метанообільності (м / хв) і навантаження на лаву (т / добу)
С - допустима по ПБ концентрація метану у вихідному струмені повітря, С = 1,0%;
З 0 - концентрація метану в надходить струмені повітря, Сo = 0,05%;
Q р - максимальна витрата повітря в лаві, м / хв.
Q р = Q max * K оз = 60 * S оч. Min * ν max * До оз,
Q р = 60 * 5,3 * 4 * 1.25 = 1590
Де:
S оч. Min - мінімальна площа поперечного перерізу привибійного
простору лави (5,3),
До оз - Коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, приймати (1,25);
ν max - максимально допустима по ПБ швидкість руху повітря по лаві (4 м / с).
3. Нормативне навантаження на очисний забій, т / добу,
Де:
А 0 - норматив навантаження на очисний забій.
Де: m 1, m 2 - відповідно найближчим менше і більше табличні значення виймальної потужності пласта, м;
A1, A2 - табличні значення нормативних навантажень, т / добу;
а - поправка до нормативу, навантаження при зміні довжини очисного забою на
Δ l оз. - Різниця довжини очисного вибою, м;
N см - число змін з видобутку на добу (3);
Т - тривалість зміни (360 хв);
γ - щільність гірничої маси в масиві без урахування присікаємо бічних порід (1,38 т / м);
К - коефіцієнт зменшення нормативу навантаження на очисний забій вугільних шахт зі складними гірничо-геологаческімі умовами (0,8);
Число циклів, виконуваних за добу:
n ц =
n ц =
Де:
Qn - видобуток вугілля, що отримується при виїмці одного циклу, т, визначається за формулою
Q ц = L * m * γ * n * r * C
Q ц = 170 * 1,38 * 1,38 * 3 * 0,63 * 0,98 = 599,65
Де:
L - довжина очисного вибою без урахування ніш (170м);
m - потужність пласта (1,38 м);
γ - об'ємна вага вугілля (1,38 т / м);
r - ширина захвату (0,63 м);
С - коефіцієнт добування вугілля (0,98).
9. Зведення основних техніко-економічних показників
Кут падіння пласта - 5 0;Потужність пласта - 1,38 м;
Розміри шахтного поля:
за простяганням - 12000м;
з падіння - 2400м;
Запаси шахтного поля:
балансові - 114860,16 тис. тонн;
промислові - 102340,4026 тис. тонн;
Схема розтину - вертикально-центрально-здвоєними стволами, капітальним квершлагом з центрально віднесеної вентиляційної свердловиною;
Система розробки - стовпова з підтриманням підготовчої виробки повторно і погашенням слідом за 2 лавою;
Навантаження на лаву - 1678,33 т / добу;
Довжина лави - 193м;
Тип механізованого комплексу - 2КМ87УМН.
Список літератури
1. Задачник по підземній розробці вугільних родовищ: Учеб. посібник для вузів / К.Ф. Сапицький, Д.В. Дорохов, М.П. Зборщик, В.Ф. Андрушко. - Донецьк: ГГУ, 1999. - 193 с.
2. Норми технологічного проектування вугільних і сланцевих шахт. - М.: Мінвуглепром, 1986. - 103 с.
3. Правила безпеки у вугільних і сланцевих шахтах. - Київ, 1996. - 422 с.