2020-04-07
1556
| Шахта | Производственная мощность шахты (А ш.г), млн.т/год | Расчетный срок службы, лет |
| Малой мощности | до 1,2 | 30 - 40 |
| Средней мощности | 1,2; 1,5; 1,8; 2,1; 2,4; 3,0; 3,6 | 50 - 60 |
| Крупные шахты | 4,5 и более | По проекту |
1.9. Годовая производственная мощность определяется по формуле:
, т,
где А сут − суточная добыча шахты, т/ сут;
n р.д − число рабочих дней в году (в расчётах принять равным 300).
Раздел 2. Подготовка шахтного поля.
Выбор способа подготовки шахтного поля. Размещение стволов в шахтном поле. Определение необходимого количества действующих и резервных лав и размещение их на пластах, этажах и панелях. Определение высоты этажа или яруса, порядка и направления отработки выемочных полей.
2.1. Типовые схемы подготовки шахтного поля представлены на рис. П1.4 – П.1.5 приложения 1.
2.2. При определении необходимого количества действующих и резервных лав необходимо вначале определить суммарную производительность пластов
∑ p =∑ m∙ γ, т/м2
2.3.Годовое подвигание действующих очистных забоев:
|
|
|
vД= n р.д r n Ц∙ k, м,
где r − ширина захвата выемочного органа комбайна, м;
n Ц − количество циклов за сутки, ед.;
k − коэффициент, зависящий от горно-геологических условий (0,85-0,95).
2.4. Действующая линия очистных забоев; на каждом пласте:
h Д= А∙k Д∙∙ k оч/(vД∙∑ р∙с′), м
где k Д − коэффициент добычи угля из действующих очистных забоев в общешахтной добыче, который может быть выражен как отношение числа лаво-смен в сутки действующих забоев к числу лаво-смен всех очистных забоев (действующих и резервно-действующих). При трёх сменах по добыче угля в благоприятных горно-геологических условиях k д = 0,92 – 94, в неблагоприятных k д= 0,86 – 0,9). В расчетах следует принимать бóльшие значения k д.;
k оч – коэффициент, учитывающий количество забоев по добыче угля на выемочном участке. При отработке тонких и средней мощности пластов длинными забоями с проведением подготовительных выработок узким забоем k оч=1, широким - k оч=0,9.
с′- коэффициент извлечения угля в очистном забое (с′= 0,97)
2.5. Действующая линия очистных забоев по шахте:
∑h Д = h Д∙ n пл, м,
где n пл - число пластов, принятых к одновременной разработке.
2.6. Число действующих забоев по шахте:
∑ n л.д. =∑h Д / l л, шт,.
где l л – длина лавы, м
В расчетах округляем до целого числа
2.7. Суммарная длина действующей линии очистных забоев (принятая)
∑h Д = ∑ n л.д∙ l л, м
Согласно Правилам технической эксплуатации, при благоприятных горно-гелогических условиях на 5-6 лав действующих принимается одна резервно-действующая, при неблагоприятных на 3 - 4 действующих лав принимается одна резервно-действующая
|
|
|
2.8. Суммарная длина резервно-действующей линии забоев
∑h рез. = l л∙ ∑n л.рез., м,
где∙ ∑n л.рез – суммарное число резервно-действующих забоев.
2.9. Общее число забоев по шахте
∑n л.об. = ∑n л.д. ∑n л.рез., шт.
2.10. Длина общей линии очистных забоев по шахте:
∑h об. = ∑h д + ∑h рез., м
2.11.Максимально возможная суточная добыча шахты при условии одновременной работы всех действующих и резервно-действующих забоев с полным числом смен по добыче угля
A ш(max) = ∑h об∙ r n Ц(∙∑ р ∕ n ПЛ ) с′, т,
где n ПЛ – количество пластов принятых к одновременной разработке.
2.12.Коэффициент резерва производственной мощности шахты по очистным работам:
k рез= A ш(max) / А сут.
2.13.Среднегодовое подвигание общей линии очистных забоев по шахте:
v об = n р.д r n Ц∙/ k рез., м
Если принять к расчету следующие данные: производственная мощность шахты А = 3 млн т/год; число разрабатываемых пластов 3, мощностью m 1, = 0,9 м; т2= 1,2ми m з = 1,6 м; средняя плотность угля в массиве γ = 1,3 т/м3; угол падения пластов α=17Q; ширина захвата комбайна. r = 0,63 м; число циклов в сутки n ц = 6; число смен по добыче угля 3; длина лавы l л=180 м; горно-геологические условия разработки благоприятные; газоносность пластов незначительная; коэффициент извлечения угля в очистном забое с′ = 0,97, то мы получим, что общее число забоев по шахте составит 12 забоев.
Поскольку число забоев на каждом пласте составляет 4, то при этажной подготовке в этаже необходимо разместить, две лавы путем разделения этажа на два подэтажа. Приняв столбовую систему разработки с доставкой угля на передний участковый бремсберг, при ширине целиков над этажным: транспортным и под вентиляционным игреками 25 м, между подэтажами 15 м, между этажами 20 м и средней ширине штреков 3,5 м найдем высоту этажа (Схема к определению высоты этажа представлена на рис П1.7)
Н эт=2∙180+(25+25+15+20)+4∙3,5=459 м.
. Округлив, принимаем Н эт =460 м.
При панельной подготовке все четыре забоя па пласте можно разместить в одной панели с одновременной отработкой двух ярусов, т.е. без разделения яруса на подъярусы. Приняв столбовую систему разработки лава-ярус, средней ширине штреков 4,5м и ширину междуярусного целика 20 м, получим:
Н яр=1∙180+20=2∙4,5=209 м.
Тогда количество ярусов составит величину:
n яр = Н / Н яр, ед.
Округлив количество ярусов до целого числа, уточняем размер шахтного поля по падению
Н ут= n яр ут) Н яр, м.
Вопрос о том, какую же схему размещения забоев принять окончательно, необходимо решать методом экономического сравнения вариантов подготовки и системы разработки в каждой схеме.
Раздел 3. Вскрытие шахтного поля.
3.1. Два варианта вскрытия шахтного поля, являющихся наиболее приемлемыми для заданных горно-геологических условий, представляют в пояснительной записке
3.2.. Эскизы и описание вариантов.
3.3. Выбор одной из технически целесообразных в заданных условиях схем вскрытия шахтного поля определяется по минимуму затрат на строительство и эксплуатацию шахты. (В данном проекте выбор одной из технически целесообразных в заданных условиях схем вскрытия шахтного поля определяется методом логических рассуждений).
Выбранная схема вскрытия представляется на листе формата А1. Типовые схемы вскрытия представлены в приложении 1 на рис. П1.1 − П1.3.
Раздел 4. Система разработки
4.1.Выбор системы разработки по одному из пластов. Параметры системы разработки. Краткое описание системы разработки. На схеме показать путь следования груза от забоя до поверхности, а также путь следования воздушной струи для проветривания очистных и подготовительных забоев. Один из вариантов системы разработки длинными столбами по простиранию пласта представлен на рис.П1.8 приложения 1 и двумя длинными столбами по падению пласта - на рис. П1.9 приложения 1
|
|
|
Раздел 5. Технология очистных и подготовительных работ.
5.1.Технология, механизация и организация очистных работ. Технологическая схема очистного забоя и выемочного участка. Технические характеристики выемочных и транспортных машин и крепи очистного забоя [5], технологические процессы очистной выемки и последовательность их выполнения. Технологическая схема очистного забоя с комплексом КМ-137 представлена на рис. П1.11.
5.2.Расчет нагрузки на очистной забой осуществляется по программе (АV 01) [1]. Составление и обоснование планограммы организации работ. Один из вариантов планограммы организации работ представлен на рис П1.10.
5.3. Проветривание и дегазация выемочных участков
Проверку нагрузки на забой по фактору проветривания осуществляют по программе (АV 22). [2].
Нагрузка на очистной забой — лаву по техническим возможностям механизированного комплекса должна быть обеспечена соответствующим расходом воздуха на выемочном участке. Проблема состоит в том, что, чем интенсивнее отбивается уголь в лаве, тем больше выделяется метана на выемочном участке. Величина допустимой концентрации метана в шахтной атмосфере регламентируется “Правилами безопасности в угольных шахтах”, в то время как подача воздуха для разбавления метана до допустимых концентраций ограничена по скорости его движения в очистном забое и в подготовительных выработках.
Корректное решение задачи о максимально допустимой по газовому фактору нагрузки на очистной забой приведено в “Руководстве по проектированию вентиляции угольных шахт” и в компьютерных программах d 01, d 03, d 04. Здесь же рассматривается упрощённая расчетная методика оценки максимальной по условиям вентиляции нагрузки на очистной забой A в с допущением, что относительное метановыделение не зависит от интенсивности отбойки и транспортирования угля на выемочном участке.
Допустимая нагрузка на забой по условиям вентиляции равна:
,
где S л – сечение лавы в свету, м2; v м – максимально допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с; k м – суточный коэффициент машинного времени; k о.з – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному пространству; c – максимально допустимая концентрация метана в исходящей из очистного забоя струе воздуха, %; c о – концентрация метана в поступающей в очистной забой струе воздуха, %; k д.е – коэффициент естественной дегазации пласта; q пл – метано ь выделение из пласта, м3/т; k дп – коэффициент эффективности дегазации пласта; q вп – метановыделение в выработанном пространстве, м3/т; k вп – коэффициент, учитывающий долю поступления метана из выработанного пространства в призабойное пространство; k дв – коэффициент эффективности дегазации выработанного пространства.
|
|
|
Площадь поперечного сечения лавы в свету, свободная для прохода воздуха, для лав с индивидуальной крепью
,
где m — вынимаемая мощность пласта; b — минимальная ширина призабойного пространства лавы по паспорту крепления; k — коэффициент, учитывающий загроможденность призабойного пространства крепью и оборудованием, k = 0,75 — 0,85.
Для лав, оборудованных механизированной крепью, площадь поперечного сечения лавы в свету определяется интерполяцией паспортных данных крепи по мощности пласта:
,
где S max и S min — максимальная и минимальная площадь поперечного сечения лавы в свету при максимальной m max и минимальной m min мощности пласта по технической характеристике механизированной крепи.
Значения коэффициента K о.з, учитывающего движение воздуха по части выработанного пространства, прилегающего к призабойному пространству, зависят от литологического состава пород непосредственной кровли и способа управления кровлей (табл.2).
Таблица 2
Значения коэффициента К о.з.
| Управление кровлей | Породы кровли | K о.з |
| Полным обрушением | Песчаники | 1,3 |
| Песчанистые сланцы | 1,25 | |
| Глинистые сланцы | 1,20 | |
| Сыпучие породы | 1,05 | |
| Плавным опусканием | Глинистые сланцы | 1,15 |
| Частичной закладкой | Любые породы | 1,10 |
| Полной закладкой | Любые породы | 1,05 |
Повысить допустимую по газовому фактору нагрузку на очистной забой можно за счёт изменения схем проветривания выемочного участка и путём дегазации источников метановыделения.
Метан на выемочном участке выделяется из разрабатываемого пласта, из отбитого и транспортируемого угля, из выработанного пространства. Применяют схемы вентиляции:
- с последовательным разбавлением метана по источникам выделения с выдачей отработанной струи воздуха на массив и выработанное пространство (рис. П1.12 а и П1.12 б);
- с частично обособленным разбавлением метана с подачей подсвежающей струи воздуха Q доп2 и Q доп1 для разбавления метана, выделяющегося из выработанного пространства и из транспортируемого вне лавы угля (рис. П1.12 в и П1.12 г);
- с полностью обособленным разбавлением метана по источникам его выделения с подачей одной Q доп или двух струй воздуха (рис. П1.12 д и П1.12е).
Если отработанная струя воздуха выдаётся на выработанное пространство K в.п = 0 — 1, так метан, выделяющийся в выработанном пространстве, разбавляется дополнительными утечками воздуха. Причём значение коэффициента K в.п тем меньше, чем больше утечки воздуха, что можно регулировать устройством вентиляционных окон в сооружениях (бутовых полосах, органном ряду крепи, бутокострах, литых полосах из быстротвердеющих материалов), возводимых для охраны воздухоотводящей выработки – на тонких пластах.
Разрабатываемый пласт дегазируют скважинами, пробуренными из подготовительных выработок (рис.П1.13) или с земной поверхности и подключенными к вакуумной системе (K д.п = 0,3 — 0,5). Если требуется более высокий коэффициент эффективности дегазации пласта (K д.п = 0,5 - 0,6), то проводят предварительный гидроразрыв пласта через скважины.
Выработанное пространство, где метан выделяется из обрушенных пластов-спутников, а также из разгруженных от горного давления пород, из угля, оставленного в виде потерь, можно дегазировать скважинами, пробуренными на пласты-спутники, в купола обрушения. Можно также отводить метановоздушную смесь при помощи эжекторов, вентиляторов и т.п. В зависимости от применяемого способа дегазации выработанного пространства K д.в = 0,2 — 0,7.
Если необходима более высокая степень дегазации, проводят комплексное воздействие на один и тот же источник метановыделения из нескольких пунктов, например, скважинами, пробуренными с земной поверхности и из подземных выработок. Итоговый коэффициент эффективности комплексной дегазации источника метановыделения:
,
где K д1, K д2,..., K дn — коэффициенты эффективности дегазации из i ‑го пункта воздействия на источник.
5.4.Технология проходки горной выработки.
Выбор формы и размеров поперечного сечения горной выработки. Тип и материал крепи, способ проходки. Основные технологические процессы проведения выработки и средства их механизации. Технологическая схема проведения выработки. Скорость проходки.
Размеры поперечного сечения выработки (ширина, высота и площадь её сечения в свету) определяются:
- видом, числом и габаритами транспортных средств и другого оборудования, размещаемых в ней по технологическому назначению выработки;
- безопасными зазорами между подвижным составом и стенками выработки при эксплуатации выработки;
- допустимой по «Правилам безопасности» скоростью движения вентиляционной струи воздуха для данного типа выработки (табл. П2.1)
5.4.1. Минимальная ширина выработки на уровне транспортных средств по условию безопасной эксплуатации транспортных средств:
а) при размещении в выработке одного транспортного средства
,мм
б) при размещении в выработке транспорта разного вида
B = m + A1 + n + A 2 + b, мм
в) при размещении в выработке двух рельсовых путей
B = m + A + n + A + b, мм
где m – величина минимально допустимого зазора между стенкой выработки и транспортным средством, мм;
А – габаритная ширина транспортного средства, мм;
n – величина минимально допустимого зазора между транспортными средствами, мм;
b – минимальная ширина свободного прохода для людей на высоте 1,8 м от почвы выработки (трапа или тротуара) в месте прохода, мм;
А 1 и А 2 – габаритная ширина транспортных средств первого и второго, соответственно, мм
Значения параметров А, А 1 и А 2 принимают по технической характеристике транспортного средства из справочников [ 5].
Величину минимально допустимых зазоров m и n принимают по ПБ [ 6]
(Допускается принимать значения параметров m и n по справочному приложению к данной работе)
5.4.2. Выбор параметров типового поперечного сечения горной выработки.
По найденному значению В по справочнику [3] выбирают типовое сечение выработки, имеющее равное или ближайшее большее к расчетному значение В тр на уровне транспортных средств.
Выписывают из справочника основные параметры сечения выработки:
– площадь сечения выработки в проходке - S пр =…, м2;
– площадь сечения выработки в свету - S св =………., м2;
– ширина выработки по почве в свету - B кр =………, мм;
– ширина выработки по почве в проходке - В . пр =…, мм;
– высота выработки в свету – H св =…… , мм;
– высота выработки в проходке – H пр = …, мм;
и др. необходимые для вычерчивания поперечного сечения выработки.
5.4.3.Сечение выработки в свету закрепленной арочной металлической крепью из спецпрофиля (рис. П1.14):
S св= B кр(h o+0,39) B кр, м2
где h o – прямая часть стойки арочной металлической крепи (рис.П1.14)
(Допускается принимать значения параметров типового сеченияпо табл. П1.1 – 1.5 приложения 1)
5.4.4.Количество воздуха, необходимое для проветривания данной выработки:
м3/с,
где q – норма воздуха, зависящая от категории шахты:
для І категории q = 1,0 м3/мин на тонну суточной добычи;
для ІІ категории q = 1,25 м3/мин на тонну суточной добычи;
для ІІІ категории q = 1,5 м3/мин. на тонну суточной добычи.)
А с– суточная добыча угля, транспортируемая по данной выработке, т(принимается по данным расчета произведенным по. программе АV 01)
z – коэффициент запаса (z=1,45)
5.4.5. Проверка сечения выработки по допустимой скорости движения воздуха
Принятое сечение выработки проверяют по допустимой скорости движения в ней воздуха V д по формуле:
, м/с
где V д – допустимая «Правилам безопасности» скорость движения воздуха по выработке заданного типа м/с, [6] (табл. П2.1).
V р – расчетная скорость движения воздуха, м/с;
Q – количество воздуха, проходящее по выработке, м3 /с;
S св – принятая площадь типового поперечного сечения выработки в свету (после осадки для податливых крепей), м2.
При выполнении условия о допустимой скорости движения воздуха принимается заключение о правильности подбора типового сечения выработки.
При расчетной скорости движения воздуха в выработке при принятом типовом сечении большей, чем допустимая, принимают ближайшее большее типовое сечение и повторяют проверку скорости воздуха при большем сечении выработки. Расчеты повторяют до выполнения требуемого условия и делают заключение о правильности выбора сечения.
5.4.6. Графическая часть – чертеж принятого поперечного сечения выработки, а также вид сбоку и в плане выполняется в масштабе 1:50 (см. рис.П1.15 приложения 1).
Методические указания к графической части работы.
Вмещающие породы и пласт (рудное тело) за породным контуром выработки изображать штриховкой под углом 45° (плотность штриховки для полезного ископаемого в два раза выше, чем для пустых пород.).
Эскиз выполнить в соответствии с требованиями ГОСТ 2.851-75 «Горная графическая документация. Виды и комплектность раздел. Общие правила выполнения горных чертежей».
Совместное итоговое расположение рис. П1.1, П1.5, П1.8, П1.10, П1.11, П1.15 на листе формата А1 показано на рис. П1.17.
