Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ

ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕНОЕ АВТОНОМНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧЕРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Подземная геотехнология

Выполнил студент

РПМ, III курс, ТБ-12

Горин Р.Ю

Проверил работу

доц., к.т.н. Анпилогов Ю.Г.

Москва 2014



1. Расчет балансовых и промышленных запасов угля в шахтном поле

Определяю балансовые запасы шахтного поля

Балансовые запасы одного пласта определяются по формуле:

Где S=5800 - размер шахтного поля по простиранию, м;

H=3000 - размер шахтного поля по падению, м;

m - мощность пласта, м;

г=1,35 - средняя плотность угля, т/м³.

Определяю балансовые запасы для всего шахтного поля, как сумму балансовых запасов всех пластов:

Определяю промышленные запасы шахтного поля

Промышленные запасы - часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхность при разработке месторождения.

Промышленные запасы одного пласта определяются по формуле:

Z=Z_б-Z_п



Где Z - промышленные запасы, т.;

Z_п - потери по пласту, т.

Потери определяются на основании расчетов частных видов потерь для каждого пласта, по формуле:

Где Z_о - общешахтные потери, т;

Z₃ - потери, связанные с геологическими нарушениями пластов и гидрогеологическими условиями, не позволяющими вести нормальную отработку участков, т;

Z₄ - эксплуатационные потери, т.

Общешахтные потери каждого пласта определяются по формуле:

Где Z₁ - потери в барьерных целиках, т;

Z₂ - потери в охранных целиках, т.

Из формул (2.3) и (2.4) можно сделать вывод, что расчет потерь для каждого пласта можно производить по формуле:

Барьерные целики оставляют у границ шахтного поля, чтобы исключить возможность вскрытия старых затопленных горных выработок соседних шахт. Ширина барьерных целиков (l) определяется по эмпирическим формулам или условно принимается равной 50 м.

Потери в барьерных целиках каждого пласта определяются по формуле:



Z_1A=2

Z_1B=2

Z_1C=2 т.

Охранные целики оставляют для предотвращения разрушений технологического комплекса, промышленных зданий и сооружений, а также природных объектов на поверхности. Потери в охранных целиках при отработке пологих пластах условно составляют 1-2%, при отработке крутых пластов - 2-4% от балансовых запасов.

Потери в охранных целиках каждого пласта определяются по формуле:

Согласно формуле (2.7) принимаю Z₂=0.02

Z_2A=0.01•281880 т;

Z_2B=0.01•446310 т;

Z_2C=0.01•375840 т

Потери в целиках вблизи геологических нарушений (Z₃) определяются характером и числом нарушений, их расположением относительно простирания пласта и пр. Их величина в среднем равна 1-1,5% от балансовых запасов:

Z₃ = (0.01…0.015)•Z_б , т (1.8.)

Согласно формуле (2.8) принимаю Z₃= 0,015•Z_б

Z_3A=0.015•

Z_3B=0.015•

Z_3C=0.015•

Эксплуатационные потери включают потери по площади (не вынимаемые части целиков у подготовительных выработок, в очистном пространстве и на границах выемочных участков) и по мощности пласта (пачки угля, оставленной в кровле, почве или между слоями пласта в очистных и подготовительных выработках); потери от неправильного ведения горных работ (целики, оставляемые вследствие завалов или затопления выработок; противопожарные целики, изолирующие отдельные части шахтного поля друг от друга; опорные целики, временно удерживающие породы кровли пласта от обрушения в выработанное пространство); потери отбитого угля в результате неполной выдачи его из очистного забоя, при взрывных работах, при транспортировании по выработкам. С учетом потерь от неправильного ведения горных работ величину коэффициента эксплуатационных потерь С_эксп можно принимать: для пластов тонких - 6-8%, средней мощности - 8-10%, мощных пологих -10-12%, мощных крутых -15-18% балансовых запасов за вычетом общешахтных потерь и потерь около геологических нарушений.

Эксплуатационные потери для каждого пласта определяются по формуле:

Принимаю коэффициенты эксплуатационных потерь для пластов равными:

? A - тонкий пласт С_эксп=

? В,С - средней мощности С_эксп=0.08

Согласно формуле (2.5) произвожу расчет потерь для каждого из пластов:

Z_пА=+++= 6063238,8 ,т;

Z_пВ=+++=10345465,8 ,т;

Z_пC=+++ =8711971,2,т.

Индекс пласта	Потери по видам	Суммарные потери
	Z1, тыс. т	Z2, тыс. т	Z3, тыс. т	Z4, тыс. т	Zп, тыс. т
А		281,8	422,8	1412,2	6063,2
В		446,3	669,4	2981,3	10345,4
С		375,8	563,7	2510,6	87119,7

Определяю промышленные запасы каждого пласта по формуле (2.2):

Z=Z_б-Z_п

Z_A=-6063238,8 =22124761,2т;

Z_B=-10345465,8=34285534,2,т;

Z_C=-8711971,2=28872028,8 ,т.

Определяю промышленные запасы для всего шахтного поля, как сумму промышленных запасов всех пластов:

т

Определяю коэффициент извлечения запасов угля из недр:

77,2%



2. РЕЖИМ РАБОТЫ, МОЩНОСТЬ И СРОК СЛУЖБЫ ШАХТЫ

Режим работы шахты по добыче угля принимаю:

? число рабочих дней в году - 300;

? число рабочих смен по добыче угля в сутки - 3;

? продолжительность рабочей смены на подземных работах - 6 ч.;

? продолжительность рабочей смены на поверхности - 8 ч.

Определяю проектную мощность шахты по формуле, предложенной проф., д.т.н. А.С. Малкиным:

, тыс.т/год,(2.1)

где, К_н - надежность технологической схемы шахты, включая очистной забой, подземный транспорт, проветривание, околоствольный двор, подъем, поверхность шахты и др.

При индивидуальной (не блоковой) схеме отработки запасов, панельной подготовке шахтного поля и подъеме угля по вертикальным стволам . Принимаю К_н=0,85.

Z = тыс.т. - промышленные запасы всего шахтного поля;

m_ор=1,2+1,9=3,1 м - суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов;

m_об =1,2+1,9+1,6=4,7 м -суммарная мощность всех пластов в шахтном поле принятым к разработке;

Н_в = 80 м- расстояние от поверхности до верхней границы шахтного поля;

Н_н = 957 м - расстояние от поверхности до нижней границы шахтного поля;

К_пл - коэффициент, учитывающий влияние количества рабочих угольных пластов в шахтном поле (n_пл) и пластов, находящихся в одновременной отработке (n_плор):

(2.2)

- количество рабочих угольных пластов в шахтном поле;

- количество угольных пластов находящихся в одновременной отработке;

Тогда:

при = 3 и = 2 , получим:

К_ноз - коэффициент, учитывающий влияние уровня нагрузки на очистной забой, условий его работы и пр.

(2.3)

где - коэффициент, учитывающий условия работы забоев, характерные для условий данного месторождения:

(2.4)

где К_ук - коэффициент, учитывающий устойчивость кровли: при неустойчивокй кровле равен 0,06, при кровле средней устойчивости - 0,08, при устойчивой - 0,1;

Принимаю К_ук = 0,08, т.к. порода в кровле алевролит -средней устойчивости порода.

К_кп - коэффициент, учитывающий крепость почвы: при f ? 4 - 0,01, при f = 5ч6 - 0,015, при f?7 - 0,02

Принимаю К_кп = 0,015 , т.к. порода в почке - глинистый сланец f = 4

(2.5)

Где К_нз - коэффициент, учитывающий нарушенность пластов ,

Принимаю К_нз = 0,1

К_г- коэффициент, учитывающий влияние газа на мощность шахты;

Принимаю К_г = 1

(2.6)

Величина месячной нагрузки на очистной забой рассчитывается по формуле:

(2.7)

L=200 - длина лавы ,согласно таблице 5.2. , L=200 м

V=3.8 т/сут- суточное подвигание очистного забоя

С=0,95 - коэффициент извлечения угля по системе разработки

N=25 - число рабочих дней в месяце

г=1,35 т/м³ - средняя плотность угля

m_ср- средняя мощность угольных пластов в шахтном поле;

m_ср.ор. - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов;

N - число рабочих дней в месяце;

(2.3)

Определяю проектную мощность шахты :

Полученные по формуле А.С. Малкина результаты приводим в соответствии с параметрическим рядом мощностей шахт (0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,1; 2,4; 3,0; 4,5; 6,0 млн.т/год) с учётом расчётного срока службы шахты.

Расчетная проектная мощность шахты будет находиться между двумя смежными значениями мощности шахты параметрического ряда:

.

Для того, что бы сделать выбор из двух значений параметрического ряда (А₁ или А₂), необходимо определить срок службы шахты по формуле:

где t - суммарное время на освоение проектной мощности и свертывание добычи. Принимается в пределах 5ч6 лет.

Принимаю t = 5 лет.

Из полученных значений А₁=1,2 млн.т/год и Т₁=73 лет с одной стороны, и А₂=1,5 млн.т/год и Т₂=59 год с другой, выбирается такое, которое в большей степени отвечает рекомендациям норм технологического проектирования.

Выбираю проектную мощность шахты А₂=1,5 млн.т/год со сроком службы Т₂=59 год, согласно рекомендуемым нормам технологического проектирования.

3. Выбор схемы и способа вскрытия шахтного поля

Способ вскрытия - качественная характеристика шахты, отражающая особенности вида и взаимного расположения главных и вспомогательных выработок, проводимых в период строительства и эксплуатаций горного предприятия для создания доступа с поверхности земли шахтному полю или его части.

Схема вскрытия - графическое изображение способа вскрытия.

Данные для выбора способа вскрытия и построения его схемы:

Число пластов - 3; угол падения - 17°; размеры шахтного поля: по простиранию - 5800 м; по падению - 3000 м.

Пласты: один пласт тонкий 1,2 м и два средних, мощностью 1.9 м и 1,6 м. Категория шахты по газу - III (15 м³/т с.д.)). Вмещающие породы - алевролит и глинистый сланец. Мощность наносов составляет 80 м. Глубина нижней границы шахтного поля составляет 957 м.

С учётом горно-геологических условий для данного месторождения применяем схему вскрытия шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами. Многогоризонтная схема вскрытия с углубкой главных вскрывающих выработок используется наиболее часто. Она предусматривает деление шахтного поля по падению на части путем проведения на каждом горизонте квершлагов, называемых в данном случае погоризонтными.

Первоначально стволы проходят только до отметки первого горизонта, а пласты вскрывают погоризонтным квершлагом. На него отбрасывают запасы бремсберговой части. По мере отработки этих запасов стволы заблаговременно углубляют до второго горизонта, где пласты вновь вскрывают погоризонтным квершлагом. При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта используется как вентиляционный.

В бремсберговой части первого горизонта выработки проветриваются с помощью отдельного вентиляционного шурфа и вентиляционного квершлага, соединяющего все пласты.

Достоинства вскрытия шахтных полей вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами:

1. простота схемы проветривания;

2. меньшие затраты на проведение и поддерживание подготовительных выработок;

3. более высокие нагрузки на очистной забой и выемочные поля;

Недостатки:

1. необходимость частой углубки стволов;

2. небольшой срок службы горизонта (по сравнению со вскрытием капитальными квершлагами);

3. значительные затраты на проведение и поддержание квершлагов и штреков главного направления.

4. Выбор схемы способа подготовки шахтного поля

Подготовкой называют проведение подготовительных выработок после вскрытия шахтного поля, обеспечивающих условия для подготовки выемочных полей (столбов, участков), подготовка шахтного поля характеризуется схемой и способом.

Способ подготовки - расположение подготовительных выработок в шахтном поле относительно пласта и его элементов и функционального назначения выработок.

Схема подготовки - пространственное расположение системы основных подготовительных выработок в шахтном поле, при котором оно разделяется на части, обеспечивающие условия для подготовки выемочных полей.

На выбор схемы и способ подготовки шахтного поля оказывают влияние горно-геологические и горнотехнические факторы. При этом из горно-геологических факторов особое влияние имеют угол падения пласта, нарушенность месторождения, газоносность и водообильность пластов, а из горнотехнических факторов - размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания, скорость проведения подготовительных выработок и заданный объем добычи.

Выбираю панельный способ подготовки шахтного поля.

Панель - это часть пласта в пределах шахтного поля или горизонта, обслуживаемая самостоятельным комплексом горизонтальных или наклонных транспортных и вентиляционных горных выработок. Границами панели являются: по падению - границы горизонта. По простиранию - граница шахтного поля или условные линии - границы смежных панелей. Размер панели по простиранию находится в пределах 1500 - 2500 м (3000 м в благоприятных условиях), а по падению - 1000 - 1200 м. По падению пласта панель делят на более мелкие участки, вытянутые по простиранию - ярусы.

Ярус - это часть пласта в пределах панели, ограниченная по падению выемочными штреками (конвейерным и вентиляционным), а по простиранию - границами панели. Деление шахтного поля на панели применяют при углах падения пластов от 8-25⁰ и размеров шахтного поля по падению от 2,5 до 4 км

Сущность панельной схемы подготовки заключается в том, что на уровне околоствольного двора проводится главный откаточный штрек. Затем в пределах каждой панели проводят панельные бремсберги (уклоны) с ходками. Каждая панель отрабатывается частями по простиранию, называемыми ярусами. Очистные и подготовительные выработки в панелях проветриваются через центрально-сдвоенные стволы или через один ствол и шурфы, пройденные для каждой панели

Достоинства панельной схемы подготовки:

1. возможность создания крупных по мощности шахта за счет одновременной работы в нескольких панелях и обеспечения благоприятных условий для применения наиболее эффективного конвейерного транспорта;

2. использование откаточных выработок одного горизонта для подготовки и отработки, значительных по объёму запасов;

3. сравнительно малый объём постоянно поддерживаемых выработок;

4. большая нагрузка на отдельный пласт, панель, способствующую высокой концентрации горных работ;

Недостатки панельной схемы подготовки:

1. ограничение области применения пологими и наклонными пластами

2. сложность в обеспечении надежного проветривания имеющих большие размеры бремсберговых и особенно уклонных полей, в которых насчитывается несколько одновременно действующих подготовительных и очистных забоев;

3. трудности с эксплуатации наклонных выработок.

6. Выбор сРЕДСТВ МЕХАНИЗАЦИИ ОЧИСТНЫХ РАБОТ

Комплексная механизация одно из важнейших направлений технического прогресса, которое обеспечивает замену ручного труда системой взаимосвязанных и дополняющих друг друга машин, обеспечивающих механизацию основных и вспомогательных процессов производства. При комплексной механизации достигается повышение безопасности и производительности труда, культуры труда и технических знаний рабочих, создаются благоприятные условия для автоматизации производственных процессов.

Механизированный комплекс выбираю исходя из горно-геологических и горнотехнических данных (угол падения, мощность пласта, крепость вмещающих пород). Выбираю механизированный комплекс МКД90. В его состав входит:

1. Очистной Комбайн РКУ-10.

Комбайн может работать по челноковой или односторонней схеме с самозарубкой без ниши в комплексе с соответствующим оборудованием, обеспечивающим выход комбайна на штрек, или с минимальными размерами ниши для размещения приводов забойного конвейера, в правом или левом забое с перемонтажом. Комбайн имеет цепную систему подачи. При углах падения пласта 9° и выше комбайн должен применяться с предохранительной лебедкой. На пластах с углом падения свыше 10° рекомендуется работать с тяговым устройством по полиспастной схеме без компенсатора вытяжки цепи.

7. расчет нагрузки на комплексно-механизированную лаву с учетом газового фактора

Определяю нагрузку на лаву, при применении узкозахватных комбайнов с механизированной крепью по формуле:

где - количество смен по добыче угля в сутки;

- длительность смены при шестичасовой смене;

Т_пз =30мин - время на подготовительно-заключительные операции в смену;

- суммарное время учитываемых организационно-технических перерывов в смену;

- время на отдых;

K_н = 0,668 - коэффициент, надежности технологической схемы;

L - длина лавы, принимаю согласно таблице 5.2. L=200 м;

r- ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, принимаю согласно таблице 5.1, r =0,8 м

m - вынимаемая мощность пласта, беру пласт с m= 1,2 м;

г =1,35 т/м³- средняя плотность угля;

- коэффициент, извлечения угля в лаве;

v_р = 1,7 м/мин - рабочая скорость подачи комбайна;

v_м - скорость подачи комбайна при зачистке лавы. Комбайн работает по челноковой схеме, следовательно, это слагаемое не учитывается;

t_в = 0,1 мин- время на вспомогательные операции, отнесенные к одному метру длины лавы;

t = 15 мин- продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу;

Коэффициент надежности технологической схемы выемочного участка определяется по формуле:

где K_к - коэффициент, готовности комбайна, принимаю согласно таблице 5.1. , К_к = 0,94

K_кр - коэффициент, готовности механизированной крепи, принимаю согласно таблице 5,2 , К_кр = 0,91

К_кз = 0,9 - коэффициент, готовности забойного конвейера;

К_кс = 0,94 - коэффициент, готовности крепи сопряжения;

К_кл = 0,9 - коэффициент, готовности ленточного конвейера;

n_кл =1-число конвейеров, установленных в транспортной выемочной выработке;

Рабочая скорость подачи комбайна определяется по сопротивляемости угля резанию:

где n_об - скорость вращения исполнительного органа, принимаю согласно таблице 5.1 , n_об= 56,7 об/мин

P - устойчивая мощность двигателей, принимаю согласно таблице 5.1.

Р=200 кВт;

D - диаметр исполнительного органа, принимаю согласно таблице 2.1.,D=1,12 м

f = 1,4 - коэффициент, крепости угля по шкале проф. М.М. Протодьяконова;

- сопротивляемость угля резанию, кгс/см, определяется по формуле:

;

C₁ - коэффициент, принимаю согласно таблице 5.1., C₁= 0,07

C₃ - коэффициент, принимаю согласно таблице 5.1., C₃= 6,67

С₂=20,2 - коэффициент, для вязких углей;

K - коэффициент, отжима угольного пласта, определяется по формуле:



Производим расчет рабочей скорости подачи комбайна:

Полученную расчетом по формуле (6.3) скорость подачи комбайна необходимо скорректировать со скоростью передвижения крепи по формуле

где V_рас - расчетная скорость передвижения крепи, принимаю согласно таблице 5.2, V_рас=2,52 м/мин

K_пл - коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от сопротивляемости пород почвы пласта вдавливанию крепи, принимаю согласно таблице 5.2, К_пл =0,85

Принимаю V=2,1 м/мин, поскольку V_p > V_кр

пределяю нагрузку на лаву по формуле (6.1):

Полученную расчетом нагрузку на лаву по фактору производительности добычной машины проверяю по фактору проветривания, по формуле:



Где S - проходное сечение для струи воздуха при минимальной ширине призабойного пространства, принимаю согласно таблице 5.2, S= 4,7 м²;

V= 4 м/с - максимально допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве;

- максимально допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе;

- коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству за крепью выработки, при управлении кровлей полным обрушением, принимаю К₁= 1,4

q=15 м³/т.с.д. - метановыделение из лавы в исходящую струю воздуха на тонну суточной добычи;

- коэффициент, характеризующий естественную дегазацию источников выделения метана в период отсутствия добычных работ.

Сравниваю полученную нагрузку на лаву, рассчитанную для комбайна с нагрузкой на лаву по фактору проветривания:

A=1155 т/сут < Q_пр=2165 т/сут, принимаем наименьшую нагрузку на лаву Q=1155 т/сут.

Зная допустимую нагрузку на лаву, определяю количество циклов, выполняемых в сутки:

где q_ц - добыча угля получаемая при выемке с одного цикла.

Масса угля, добываемого с одного цикла определяется по формуле:



Согласно формуле (6.7) определяю количество циклов в сутки:

рректирую суточную нагрузку на лаву с учетом принятого количества циклов в сутки:

Определяю суточное подвигание очистного забоя по формуле:

8. Построение планограммы и графика организации очистных работ

Основным звеном технологического процесса добычи угля на шахтах является очистная выемка, которая характеризуется непрерывной и ритмичной работай лавы.

Непрерывность времени должна обеспечиваться в течение времени, предусмотренного режимом работы лавы.

На практике применяется четырехсменный режим работы, из них три смены по 6 часов - добычные и одна смена - ремонтно-подготовительная. В начале добычной смены выделяется время на выполнение подготовительно-заключительных операций, Т_п.з = 15 - 20 мин.

В середине каждой смены предусмотрено время на отдых, Т_о = 15мин.

Рассчитываю продолжительность выполнения одного цикла по формуле:

где n_см=3 - число смен по добыче угля в сутки

Т_см=360 мин - продолжительность одной смены;

Т_пз=15 мин - время на подготовительно-заключительные операции в начале добычной смены;

Т_о=15 мин - время на отдых, предусмотренный в середине каждой смены;

n_ц =5 - количество циклов в сутки;

Определяю продолжительность времени на выемку угля комбайном за цикл:

(7.2)

Т_к.о.= 24- продолжительность концевых операций в цикле

t_зач - продолжительность времени на зачистку лавы, при челноковой выемке t_зач=0

Составление графика выходов рабочих в очистном забое

Для заданных горно-геологических и горнотехнических условий, выбранных средств механизации очистных работ, принятой организации работ в очистном забое обосновывается состав суточной комплексной бригады, выполняющей все производственные процессы в очистном забое.

В состав комплексной бригады в добычные смены входят: для управления комбайном - машинист и помощник машиниста комбайна; для передвижки секций крепи и забойного конвейера - 4-5 горнорабочих очистного забоя. Кроме того, двое горнорабочих осуществляют концевые операции, а также передвижку секций крепи на конвейерном и вентиляционном штреках. При необходимости оформления ниш на концевых участках лавы дополнительно задалживаются два горнорабочих очистного забоя. В каждую добычную смену необходимо наличие дежурного электрослесаря и машиниста подземных установок для обслуживания погрузочного пункта.

Для обслуживания и ремонта оборудования очистного забоя в ремонтно-подготовительную смену выходят машинист комбайна, 6-8 горнорабочих очистного забоя и 6-8 электрослесарей.

График выходов рабочих приводиться в таблице 7.1. Здесь дается перечисление рабочих по профессиям, их число и распределение по сменам.

Для наглядности часы и смены суток графика выходов должны совпадать с часами и сменами планограммы работ.

Производительность труда рабочих очистного забоя на выход рассчитывается по формуле:

n_вых=50 - количество выходов рабочих по очистному забою в сутки



9. выбор системы разработки

Под системой разработки понимается установленный для данных горных геологических условий залегания пласта и средств механизации порядок ведения подготовительных, нарезных и очистных работ в пределах выемочного поля, этажа, яруса, выемочного столба. Выбор системы разработки зависит от ряда геологических, технических, и организационных факторов.

Требования к системам разработки:

- Система разработки должна обеспечивать безопасность ведения работ, наличие двух выходов из лавы, надежное проветривание, проведение профилактических работ по предотвращению пылеобразования, водообильности, газообильности;

- экономичность достигается высокой нагрузкой на очистные забои, которая обеспечивается комплексной механизацией основных производственных процессов;

- научная организация труда и рационализация параметров элементов системы разработки;

- минимальные потери угля в лаве при выемке;

- охрана недр и окружающей среды;

- системы разработки должны допускать утилизацию и последующее использование сопутствующих добыче полезного ископаемого -- газа, шахтных вод и других компонентов.

Принятая для данных горно-геологических условий система разработки должна обеспечивать:

- применение комплексной механизации и автоматизации основных производственных процессов;

- исключение взаимного влияния очистных и полевых подготовительных работ;

- стабильность длины очистного забоя при переменных элементах залегания пласта;

- возможность обнаружения и уточнения данных геологической разведки.

Очистная выемка - комплекс работ по извлечению (добыванию) полезного ископаемого в очистном забое. Очистная выемка составляет сущность (цель) подземной разработки и включает комплекс процессов по отделению полезного ископаемого от массива, доставке его к местам погрузки в транспортные средства, креплению и поддержанию выработанного пространства и др.

При столбовой системе разработки до начала очистных работ проводят подготовительные и нарезные выработки, которые полностью оконтуривают запасы угля в пределах выемочного поля, этажа, яруса, выемочного столба, а затем ведутся только очистные работы.

В соответствии с исходными горно-геологическими условиями (угол падения и мощность пластов, газоносность, водообильность) применяю столбовую систему разработки, с длинными столбами по простиранию без оставления целиков угля с повторным использованием выемочных штреков с охраной их искусственными жесткими полосами из бетонных плит.

10. РАСЧЕТ ПЛОЩАДИ И ФОРМЫ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫРАБОТОК, ПРИМЫКАЮЩИХ К ОЧИСТНОМУ ЗАБОЮ

Площадь поперечного сечения подготовительных выработок в свету определяется расчетом по факторам допустимой скорости воздушной струи (проветривания), габаритных размеров подвижного состава и оборудования с учетом минимально допустимых зазоров, величины усадки крепи после воздействия горного давления и безремонтного их содержания в течение всего периода эксплуатации. Поперечные сечения горных выработок должны соответствовать типовым сечениям

Определяю поперечное сечение откаточного штрека:

Ширина выработки в свету, в которой расположены конвейер со вспомогательным подвижным монорельсовым транспортом, исходя из габаритных размеров применяемого в выработке оборудования и минимально допустимых зазоров по ПБ, определяется по формуле:

где а₁=0,4 м - зазор между конвейером и крепью;

А_к=1,5 м - габариты конвейера ЗЛ100У;

а₂=0,4 м - зазор между конвейером и подвижным составом;

А_п.с.=0,8-габариты подвижного монорельсового состава BEVEX-80R;

n=0,7 м - ширина прохода для людей.

По таблице 8.1 выбираем ближайшее большее типовое сечение выработки с применением крепи типа КМП-А3 - выработка VI типоразмера.

Определяем поперечное сечение вентиляционного штрека:

Ширина выработки в свету, в которой расположен подвижной монорельсовый состав, исходя из габаритных размеров применяемого в выработке оборудования и минимально допустимых зазоров по ПБ, определяется по формуле:

где а=0,25 м - зазор между подвижным составом и крепью;

А_п.с.=0,8-габариты подвижного монорельсового состава BEVEX-80R;

n=0,7 м - ширина прохода для людей.

Выбираем ближайшее большее типовое сечение выработки с применением крепи типа КМП-А3 - выработка VI типоразмера.

Определяем сечение выработки по фактору проветривания по формуле:

где Q=1155 т/сут - суточная нагрузка на очистной забой;

q=15 м³/т.с.д.- газообильность лавы;

К_п=1,451,5- коэффициент запаса воздуха, принимаю К_п= 1,45

V_д=6 м/с - максимально допустимая скорость движения воздуха по выработке.

Сравниваю сечения выработок рассчитанные по габаритам средств транспорта, с сечением, рассчитанным по фактору проветривания:

Получив ранее для откаточного штрека сечение выработки II типоразмера и для вентиляционного штрека сечение выработки I типоразмера, сравнив по фактору проветривания, приходим к выводу, что необходимо выбрать сечение выработки VII типоразмера арочной формы для каждой выработки:

Рассчитываю коэффициент присечки боковых пород по формуле:

где S_пр=17,9- сечение выработки в проходке, м;

S_у- сечение выработки по углю , м²;

Сечение выработки по углю определяется по формуле:



где m=1,2- мощность угольного пласта;

B₁=4,40- типовое значение ширины выработки;

б=17⁰- угол падения пласта.



СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Анпилогов Ю.Г. Лекции, М: МГГУ, 2013.

2. Анпилогов Ю.Г., Сергеев Е.И. Инструкция и методические указания по выполнению курсовой работы по дисциплине «Подземная разработка пластовых месторождений полезных ископаемых», М: МГГУ, 2008.

3. Пучков Л.А., Жежелевский Ю.А., Подземная разработка месторождений полезных ископаемых том 1, Москва: Издательство МГГУ «Горная книга», 2009. С.-562

4. Михеев О.В. Подземная разработка пластовых месторождений. Теоретические и методические основы проведения практических занятий.// Михеев О.В. и др., М: МГГУ, 2001. С.-487

5. Пучков Л.А., Жежелевский Ю.А., Подземная разработка месторождений полезных ископаемых том 2, Москва: Издательство МГГУ «Горная книга»,2013. С-720

6. Килячков А.П. Технология горного производства: учеб. для вуз. -4-е изд., перераб. и доп. -М.: Недра, 1992. С-415

7. Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Данилкин М.С. Шахтное и подземное строительство. Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок: Учеб. пособие/ Шахтинский институт ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2002. С-403

8. Клорикьян С.Х., Старичнев В.В., Сребный М.А. Справочник. Машины и оборудование для шахт и рудников//Справочник. 6-е изд., стереотип. - М.: МГГУ, 2000. С- 471

Размещено на Allbest.ru