Проектування основних технологічних параметрів шахти

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Міністерство освіти і науки України

Національний технічний університет України

«Київський політехнічний інститут імені І.Сікорського»

Інститут енергозбереження та енергоменеджменту

Курсовий проект

по курсу «Підземні гірничі технології»

Проектування основних технологічних параметрів шахти

Виконав: Стретович В.В.

Перевірив: Ган А.Л.

Київ - 2018

Зміст

Вступ

Завдання на проектування. Вихідні дані

1. Встановлення технологічної характеристики пласта і бічних порід для заданих гірничо-геологічних умов

2. Вибір механізованого комплексу і перевірка його придатності до заданих гірничо-геологічних умов

2.1 Вибір механізованого комплексу

2.2 Перевірка кріплення комплексу на відповідність коливанням потужності пласта

2.3 Перевірка несучої здатності кріплення за величиною зовнішнього активного навантаження

3. Розрахунок швидкості подачі і продуктивності комбайна на пологому і похилому падінні

4. Визначення навантаження на очисний вибій, тривалість циклу та побудова планограми робіт для комбайнової лави на пологому і похилому падінні

5. Проектування поперечного перерізу штреку

6. Розрахунок балансових і промислових запасів шахтного поля, потужності і терміну служби шахти

7. Вивчення, вибір і аналіз систем розробки пластових родовищ корисних копалин, визначення їх параметрів для заданих умов

7.1 Вибір найбільш перспективного варіанту системи розробки.

7.2 Визначення розрахункового об'єму породи від прохідки виймальних виробок і ширини бутової смуги

8. Вибір способів і засобів проведення і підтримання виймальних виробок. Визначення оптимального співвідношення між очисними і підготовчими вибоями

9. Вивчення, вибір і аналіз схем розкриття та підготовки шахтного поля. Визначення параметрів розкриття та підготовки

10. Вибір технологічної схеми основного і допоміжного транспорту. Вибір типу, місця закладання пристовбурних дворів для заданих гірничотехнічних умов.

11. Вибір схеми провітрювання, розрахунок основних параметрів вентиляційної дільниці

Висновки

Список використаної літератури

Вступ

На території України видобувається переважна більшість існуючих на Землі корисних копалин: залізна руда, кам'яне й буре вугілля, марганцеві, титанові, ртутні й уранові руди, кам'яна й калійна солі, сировина для будівельної промисловості, нафта, газ й інші корисні копалини. Основні запаси кам'яного вугілля зосереджені переважно в Донецькому басейні, і частково на заході України.

Але останнім часом вуглевидобувна промисловість відійшла на задній план. Головним питанням стала проблема з газом. Виникла залежність держави від конкурентів газового ринку. Дивлячись на такий стан країни можна тільки робити висновки, що необхідно шукати нові альтернативні джерела енергії, тим більше, що ресурсів вистачає не на багато років.

В останні роки у гірничодобувній, і зокрема, у вугільній промисловості намітилась тенденція до концентрації виробництва, зосередження видобутку у великих шахтах. З метою уніфікації обладнання, підвищення його використання нормами проектування вугільних шахт, кар'єрів і збагачувальних фабрик передбачається стандартизація виробничих потужностей шахт, що проектуються.

Отже, в даному курсовому проекті ми повинні обрати, обґрунтувати, і накреслити схему розробки і технологічну схему очисного вибою, обрати комплект обладнання, розрахувати навантаження на лаву, швидкість просування очисного вибою, планограму організації очисних робіт. Також необхідно визначити потужність шахти, термін її роботи, кількість лав, обрати і накреслити схему підготовки і розкриття шахтного поля, обрати схему і засоби основного і допоміжного транспорту, конструювати схему вентиляції шахти і розрахувати необхідну кількість повітря для вентиляційної мережі.

Завдання на проектування. Вихідні дані

Завдання: для заданих гірничо-геологічних умов обґрунтувати і обрати технологічну схему очисного вибою, систему розробки, спосіб розкриття і підготовки шахтного поля; обрати технологічну схему транспорту, спосіб проведення і охорони підготовчих виробок, розрахувати основні параметри шахти: навантаження на лаву, запаси шахтного поля, потужність шахти; визначити параметри провітрювання виймальної дільниці. Вирішити поставлене індивідуальне завдання, розробити календарний план відробки пласта.

Вихідні дані для проектування шахтного поля:

1.Розміри шахтного поля:

- за простяганням D = 9 км;

- за падінням L = 3,4 км.

2.Потужність пластів:

m1 = 1,51 м;

m2 = 0,95 м;

m3 = 1,45 м.

3. Міцність порід

f1 = 10;

f2 = 7;

f3 = 4.

4. Глибина залягання Н=540 м.

5. Відстань між пластами

h1 = 250 м;

h2 = 60 м.

6. Кут нахилу пласта по падінню б =5.

7. Метановиділення Iоч = 3,2 м³/т.

8.Опір порід різанню Ар = 255,96 кН/м.

1. Встановлення технологічної характеристики пласта і бічних порід для заданих гірничо-геологічних умов

Вихідні дані:

m_ср = 1,51 м, середня потужність пласта;

?m = 5%, коливання потужності пласта;

бmin = 4°, мінімальний кут падіння пласта;

бmax = 6°, максимальний кут падіння пласта;

q = 4 м³/т, відносна метаноносність;

Lл = 220 м, довжина лави;

Lст = 1000 м, довжина виймального стовпа;

R - показник руйнування пласта - в'язке;

Таблиця 1.1

Характеристика пласта

Будова пласта	Потужність пачок т,м	Опір різанню Ар, кН/м	Густина г, т/м3
Нижній шар	0,84	270	1,26
Прошарок породи	0,04	370	2,36
Верхній шар	0,63	230	1,37

Будуємо структуру виймального пласта і стратиграфічну колонку пласта з вміщуючими породами (рис.1.1 і 1.2).



Рис.1.1. Структурний стовпчик пласта М 1:20

Рис.1.2.Стратиграфічна колонка

Таблиця 1.2

Характеристика порід

Назва породи	Товщина пластів, м	Опірність стисканню ус, МПа

Підошва

Аргіліт	0,88	69
Алевроліт	0,68	74

Покрівля

Глинистий сланець	0,24	24
Аргіліт	0,34	25
Глинистий сланець	0,46	23
Аргіліт	0,48	36
Алевроліт	0,18	25
Пісковик	0,67	55
Вапняк	6,8	99

Середньозважені значення густини пласта, опір вугілля різанню визначаємо з формул:

гср=У(mі•гі)/Уті=(0,84*1,26+0,04*2,36+0,63*1,37)/1,51=1,335 т/м³;

Ар =У(mі•Арі)/Уті ==(0,84*270+0,04*370+0,63)/ 1,51=255,96 кН/м.

Мінімальна і максимальна потужності пласта визначається за формулами:

mmах=mср*1,05= 1,51*1,05 = 1,5855 м;

mmin = mср*0,95= 1,51*0,95= 1,4345м.

Усі гірські породи за шаруватістю розділяються на класи (табл. 1.3)

Таблиця 1.3

Класифікація порід за шаруватістю

Класи порід	Товщина пластів, м
вельми тонкошаруваті	<0,2
тонкошаруваті	0,2-1
середньошаруваті	1-3
крупношаруваті	3-10
вельми крупношаруваті	>10

Проводимо характеристику бічних порід і встановлюємо їх типи.

Відповідно до класифікації (табл. 1.3) породи безпосередньої покрівлі -дуже тонкошаруваті (m<0,2м), тонкошаруваті (m=0,2-1м) і крупно шаруваті (m=3-10м).

Перші п'ять пластів безпосередньої покрівлі можуть обвалюваись слідом за пересуванням кріплення очисного комбайна. За стійкістю, пласти можуть бути віднесені до категорії Б3 - слабостійка, дст= 23-36 МПа. m=0,18-0,48 м. Шостий пласт - пісковик, дст= 55 МПа. m=0,67 м. Сьомий пласт - вапняк, дст= 99 МПа, m=6,8 м, теж можна віднести до безпосередньої покрівлі. Однак ці пласти будуть обвалюватись великими блоками з деяким зависанням за кріпленням. За складом і характеристикою цих пластів їх можна віднести до категорії Б5 - стійкі.

Таким чином, сумарна потужність безпосередньої покрівлі складе:

h_бп= Уті = 0,24+0,34+0,46+0,48+0,18+0,67+6,8 = 9,17 м.

Відношення hбп/т = 9,17/1,51 = 6,07

За геолого-петрографічними ознаками покрівля відноситься до категорії А2- середньообвалювана.

Безпосередня підошва - аргіліт. Межа міцності на одноосне стискання дст = 69 МПа. Оскільки дст = 69 МПа ? 2 МПа, то підошва відноситься до міцної.

Повна характеристика бічних порід: А2, Б3, М.

Визначаємо параметри розміщення обваленої породи у виробленому просторі. Перші пласти можуть обвалюватись відразу після пересування кріплення. Обвалена порода заповнить вироблений простір на висоту (рис. 1.3):

h1зап= hбп•Кр= (0,24+0,34+0,46+0,48+0,18)•1,15 = 1,955 м.

Обвалений шостий пласт заповнить вироблений простір на висоту:

h_2зап =hбп•Кр= 0,67*1,15 = 0,73 м.

Обвалений сьомий пласт заповнить вироблений простір на висоту

h3зап =hбп•Кр= 6,8*1,15 = 7,82 м

Сумарна висота заповнення виробленого простору заваленою покрівлі:

hзап=h1зап+ h2зап +h3зап = 1,955+0,77+7,82 = 10,54 м.

Висота вільного простору від підошви до основної покрівлі дорівнює:

hвир=m+ hбп= 1,51+9,17 = 10,68 м.

Зазор між заваленою породою й основною покрівлею складе:

hсв= hвир - hзап= 10,68-10,54 = 0,14 м.

Це буде приводом для осідання наступного восьмого пласта покрівлі.

Рис. 1.3. Схема розміщення обваленої породи у виробленому просторі

2. Вибір механізованого комплексу і перевірка його придатності до заданих гірничо-геологічних умов

2.1 Вибір механізованого комплексу

проектування шахта гірничий геологічний

За даних умов (розмір шахтного поля: по простяганню 9 км, по падінню 3,4 км; потужність пластів: 1,51 м; 0,95 м; 1,45 м; кут падіння 5 градусів; опір різанню 255,96 кН/м). Обладнання обираємо в залежності від потужностей і кута падіння, щоб наші потужності входили в інтервал виїмкових потужностей і відповідав куту падіння.

Отже, доцільно обрати інтервал 0,95-1,51 для проведення очисних робіт технологічну схему вибою із застосуванням виїмкового комплексу 1МКДД з кріпленням 2МКДД, комбайну 1К103, який дозволяє виймати пласти вугілля потужністю до 1,51 м, які залягають під кутом до 10 градусів. Також до складу комплексу входить скребковий конвеєр СПЦ 163. Це є сучасний комплекс, тому у даному курсовому проекті будемо використовувати саме його.

Таблиця 2.1.

Параметри	Комплекс:1МКДД
Потужнітсь пластів,м	0,98-1,6
Кріплення	1КДД
Комбайн	1К103
Конвеєр	СП163
Допустимі кути падіння,град: -за простяганням -за підняттям	35 10
Категорія порід покрівлі за обвалюваністю	А1А2
За стійкістю	Б3Б4Б5
Коефіцієнт затягування покрівлі	0,85
Кількість стояків у секції	4
Опір,кН: -стійки -секції	1465 2930
Допустимий опір підошви на вдавлюваність,МПа	1,5
Крок пересування кріплення,м	0,63
Крок установлення секцій,м	1,5
Спосіб пересування секцій	З підпорою
Габарити секцій кріплення,мм: -довжина за перекриттям -ширина за перекриттям -мін.-макс. висота	4350-4800 1450 740-1600

2.2 Перевірка кріплення комплексу на відповідність коливанням потужності пласта

Можлива величина опускання покрівлі по осі переднього і заднього стояків секції кріплення з урахуванням значень параметрів µ і ?, при Б4 коефіцієнт µ = 0,015, а при m ?1,2 м ? = 0,05) становить:

?h₁ = µ• mmin•ln = 0,015•0,95•(1,28+1,35) = 0.037 м;

Дh2 = µ • mmax•lз = 0,015•1,51•(1,28+1,35+0,61)= 0,073 м.

Необхідні максимальні і мінімальні значення висоти кріплення становлять:

Н_max = mmax - Дh2 = 1,51-0,073=1,437 м;

Нmin ? mmin - (?h2+?) = 0,95-(0,037+0,05)=0,863 м.

Габаритні розміри секції кріплення:

Нн' = 0,58 м, Нв' = 1,315 м.

Оскільки Нmaх = 1,437м < Нв' = 1,315 м, а Нmin = 0.863 > Нн' = 0,58 м, то обране кріплення за коливаннями потужності пласта придатне до розглянутих гірничо-геологічних умов.

Рис.2.1. Секція кріплення 2МКДД

2.3 Перевірка несучої здатності кріплення за величиною зовнішнього активного навантаження

Відповідно до габаритних розмірів секції кріплення, довжина верхняка становить Lкp = 5 м, а ширина bкр = 1,5 м.

Площа верхняка механізованої кріплення S складе:

S = b_кр •lкр = 5*1,5 = 7,5 м².

Безпосередня покрівля відшаровується від основної і цілком, разом із зависаючою консоллю, знаходиться на кріпленні на висоті 9,17 м.

Навантаження R на підтримуючу частину секції кріплення складе:

R = bкр.•(lкон+ lкр+r) • hбп.•г = 1,5 • (5+5+0,63) · 9,17*1,335 = 195,2 т = 1952 кН.

Навантаження R1 на 1 м² секції кріплення складе:

R₁ = R/S = 1952/7,5 = 260,27 кН/м².

Для кріплення 2МКДД:

Rn = 2930/7,5 = 390,7 кН/м².

Оскільки паспортний опір підтримуючої частини секції R_n = 390,7 > R₁= 260,27, то кріплення придатне для застосування в розглянутих умовах.

3. Розрахунок швидкості подачі і продуктивності комбайна на пологому і похилому падінні

Визначаємо розрахункової швидкості подачі комбайна за його потужністю і опором вугілля різанню.

Стала потужність двигуна розраховується за формулою:

Рc = (0,7…0,9)·Рn = 0,75*2*75=112,5 кВт,

Питомі енерговитрати на руйнування вугілля отримуємо з виразу:

Н_w = 0,01·Ар·(0,12/ mв+ 0,2)·КR = 0,01·255,96·(0,12/1,51+ 0,2)·1,28= 0,916 кВт•год/т.

КR =0,77+0,008·R·Ар = 0,77 + 0,008·0,25·255,96 = 1,28

де H_w - питомі затрати електроенергії на виїмку вугілля, кВт^.год/т;

Ар - опір пласта різанню, кН/м;

m - виймальна потужність пласта;

Кр-коефіцієнт,який враховує вплив в'язкості вугілля на опір різанню.

Розрахункова швидкість подачі комбайна визначається з формули:

vn^р = Рс/60• mв•r•г•кr•Нw= 112,5/60•1,51•0,8•1,335•0,95•0,916 = 2,63 м/хв,

де m - виймальна потужність пласта;

Р - потужність електродвигуна комбайна, кВт;

r - ширина захвату виїмкового органу машини, м;

кr - коефіцієнт використання захвату;

г - об'ємна вага вугілля, т/м³

Визначаємо розрахункову швидкість кріплення лави

Уtкр= t1+t2+t3 = 0,07+0,2+0,2= 0,47 хв;

vкр=кн.п.к.bк/Уtкр= 0,95·1,5/0,47 = 3,03 м/хв.

де К_н.п.к - коефіцієнт надійності стійкості порід покрівлі і конструкції кріплення;

Перевіряємо швидкість подачі комбайна по продуктивності скребкового конвеєра.

Розрахункова швидкість подачі комбайна по продуктивності скребкового конвеєра СПЦ163 визначається з формули:

v_кон = q_кон /60• m_в•r•г•к_r= 300/60•1,51•0,8•1,335•0,95 = 7,66 м/хв.,

Вибір швидкості подачі комбайна, розрахунок його продуктивності.

З отриманих результатів розрахунку швидкість подачі комбайна:

v_n^р ? v_кр.

Отже v_n = 2,63 м/хв, що і приймаємо до розрахунку.

Продуктивність вугільного комбайна визначається за формулою:

q = v_n•m_в•r•г•к_r, = 2,63*1,51*0,8*1,335*0,95 = 4,03 т/хв,

4. Визначення навантаження на очисний вибій, тривалість циклу та побудова планограми робіт для комбайнової лави на пологому і похилому падінні

Тривалість виконання операцій:

- тривалість виймання вугілля комбайном:

t_в=(l_л-Уl_н)/v_n = (220-0)/2,63 = 83,65 хв;

- тривалість руху комбайна при зачищенні лави:

t3=(lл-Уlн)/vз, = (220-0)/5 = 44 хв;

- тривалість виконання кінцевих операцій при зарубці способом «косих заїздів»:

t_к.о=2(2·l_к+ l_в.к.)/ v_n = 2(2·3,116+15)/2,63 = 16,15 хв,

де l_n- довжина лави;

Уln - сумарна довжина ніш;

Vн - робоча швидкість подачі комбайна;

Vз - швидкість руху комбайна при зачищенні лави,4…6;

lв.н - довжина двигуна конвеєра;

lк- довжина корпусу комбайна.

Розраховуємо невідомі ще нам коефіцієнти готовності технологічної схеми:

м_ку= 0,76;

µ_с= µ_с.е-µ_с.е(1- µ_с.е)?k_e= 0,97-0,97•(1-0,97)•4 =0,854.

Коефіцієнт готовності всієї технологічної схеми визначаємо:

,

де tз - час на зачистку лави, перегін комбайна (при односторонній схемі роботи), хв.;

tк.о. - час на виконання кінцевих операцій, хв.;

мк. - коефіцієнт готовності комбайна, мк.= 0,80…0,88

мкр. - коефіцієнт готовності кріплення, мкр.= 0,85…0,94

мку. - коефіцієнт готовності дільничої конвеєрної лінії;

мс - коефіцієнт готовності спряження лави з виймальною виробкою (штреком);

мпр. - коефіцієнт готовності лави по процесу провітрювання (приймається для шахт III категорії і над категорійних 0,93, для інших - 1,0.

Навантаження на очисний вибій:

= 4,03*0,382*(360-34)*3 = 1506 т/добу,

де q-продуктивність комбайна, приймається з урахуванням швидкості подачі комбайна, пропускної здатності транспорту і швидкості кріплення з роботи;

kгт - коефіцієнт готовності технологічної схеми лави і виймальної дільниці (змінний коефіцієнт машинного часу);

Tзм - тривалість зміни, год;

nзм - число видобувних змін за добу;

tорг - сумарна тривалість регламентованих організаційних перерв за зміну.

Кількість вугілля, отриманого при вийманні однієї смуги, становить:

А_с = l_л•m_в•r•г•к_r, = 220*1,51*0,8*1,335*0,95=337,05т

Тоді кількість знятих за добу смуг, а отже, і кількість циклів при односторонній схемі виймання складе:

n_ц -n_см= А_л/ А_с =1506/337,05=4,47

Отриману величину n_ц округлюємо до цілого значення n_ц=4 і коректують навантаження на лаву:

А_л=n_ц ·А _с=4*337,05 = 1348 т/добу.

Величину коректуючого коефіцієнту k_квизначаємо з формули:

kк=(360- tпз)nзм/(tв+ tз+tко)nц = (360-14)*3/(83,65+44+16,15)·4 = 1,8

а скоректовані значення тривалості основних процесів - з формули

- час виймання вугілля комбайном t'_в=k_к·t_в = 1,8*83,65 = 150,57 хв;

- час зачищення лави комбайном t'з=kк·t_з =1,8*44 = 79,2 хв;

- час на виконання кінцевих операцій t'ко.=kк·tко= 1,8*16,15= 29,07 хв.

Разом t_ц = 150,57+79,2+29,07=258,84=259хв.



Рис.4.1. Планограма робіт в очисному вибої

5. Проектування поперечного перерізу штреку

Для транспортування вугілля по штреку використовуємо конвеєр СПЦ163.

Ширина штреку визначається за формулою:

Ш_ш= lпр.сosб+Шк+Шпр = 2,288*cos 5°+2,15 + 0,7 = 5,13 м.

Висоту підривання штреку визначаємо за формулою:

h_nід=lsinб+hзаз+hкон= 2,288*sin5^о +0,2+0,74 = 1,13 м.

Довжина ніші, коли привід чи голівка конвеєра не виноситься з лави, визначається з виразу:

lн = lприв+ lпер+lк+lпрох+lз = 2,288+0,3+3,116+0,7+0,2=6,604 м

де lн - довжина ніші, м; lприв, lпер,.lк, lпрох, lз, - відповідно довжина приводу, перехідного рештака, корпусу комбайна, проходу для людей і зазору між комбайном і перехідним рештаком, м. (lз = 0,2 - 0,3 м).

Мінімальну ширину ніші Шн визначимо з виразу, в якому приймаємо

Ш_н = r+lпрох = 0,8+0,7=1,5 м.

Поперечний переріз штреку з розташуванням у ньому приводу забійного конвеєра і транспортних засобів (рис 5.1).



Рис.5.1. Поперечний переріз штреку

6. Розрахунок балансових і промислових запасів шахтного поля, потужності і терміну служби шахти

Запаси вугілля можуть бути прийняті по геологічним даним цієї частини шахтного поля або родовища в цілому. Промислові запаси потрібно розраховувати з урахуванням втрат. В тому випадку, якщо дані про запаси відсутні або рішення поставлених питань виконується в умовах доопрацювання шахтного поля і, відповідно, необхідно знайти запаси, які залишилися в межах шахтного поля, використовується наступна методика.

Визначаємо площу балансових запасів з формули:

S = DL= 9*3,4 =30,6*10⁶ м².

Геологічні запаси, які знаходяться на балансі шахти, виходячи з розмірів шахтного поля або його частини, і продуктивності 1 м² пластів:

Zб=

30,6·10⁶•1,335(1,51+0,95+1,45)=159,85·10⁶ т;

де Z - геологічні запаси, т;

S, L - розмір шахтного поля відповідно по простяганню та падінню, м;

m - потужність пласта, м;

г - об'ємна вага вугілля, т/м³;

n - кількість пластів.

Геологічні запаси шахтного поля не повністю вибираються, а невибрана частина являє собою втрати вугілля. Розрізняють втрати:

- шахтні - запаси в ціликах під будівлями, що охороняються; під природними об'єктами; а також запаси, які залишаються на межах шахтного поля;

- експлуатаційні втрати, які залежать від прийнятої системи розробки та технологічної системи очисних робіт.

Величина втрат при розробці вугільних пластів тонких та середньої потужності, як правило, не виходить за межі 5 - 25% геологічних запасів. В даному випадку промислові запаси:

Zп= Zб(1- kвт)=159,85·10⁶·(1 - 0,1) = 143,87·10⁶т,

Де Zпр. - промислові запаси;

Св. -- коефіцієнт видобутку (Св. = 0,75 - 0,95).

Визначивши коефіцієнт видобутку, можна знайти промислові запаси. Візьмемо Св. = 0,9.

Таблиця 6.1 Значення коефіцієнтів в залежності від кута нахилу пласта і типу вугілля.

Характеристика пластів	Значення розрахункових коефіцієнтів
	С	К1	К2	Кпр	a	b
Пологі та похилі вугільні пласти	28,0	3307	25,1	134·10-6	4,4	4,·10-3
Круто-похилі і круті вугільні пласти	24,1	3307	25,1	134·10-6	2,6	8,5·10-3
Антрацитові пласти	18,6	4445	17,7	134·10-6	4,4	5,75·10-3

Продуктивність шахти являється важливим фактором, який визначає використання основних фондів шахти, продуктивність праці робочих всіх категорій, собівартість видобутку. Річна потужність шахти визначається:

A_ш= = 2,13 млн.т/рік

Приймаємо менше стандартне значення потужності шахти Aш = 2,1 млн.т/рік.

Термін служби шахти визначається за формулою:

= років.

Кількість діючих лав визначаємо з формули:

nл= Aш/(300·Aл) = 2100000/(300·1348) = 5,19?5 лав.

Для забезпечення проектної потужності лави 2,1 млн. т/рік необхідно мати 5 діючих лави по 3 видобувні зміни і одну лаву (шосту) з трьома резервними змінами. Тобто, в роботі матимемо:

5*3+3=18 лаво-змін

Тобто резерв становитиме:

3/15*100%=20%

7. Вивчення, вибір і аналіз систем розробки пластових родовищ корисних копалин, визначення їх параметрів для заданих умов

7.1 Вибір найбільш перспективного варіанту системи розробки.

Основні задачі в області поліпшення технології добутку вугілля -удосконалення систем розробки і способів підготовки вугільних родовищ, здійснення комплексної механізації, забезпечення надійної вентиляції і високої безпеки праці в шахтах. Один з важливих елементів при виборі технологічної схеми очисних робіт - вибір системи розробки.

Системи розробки - це певний порядок ведення очисних і підготовчих робіт, пов'язаних в просторі і часі. На вибір системи розробки впливають такі чинники, як потужність і кут падіння пласта, характер вміщуючих порід, використоване устаткування для очисних і підготовчих робіт і ін. Вибір системи розробки являється приватною задачею при виборі технологічної схеми очисного вибою. При виборі системи розробки і технологічних схем необхідно враховувати втрати вугілля і оцінювати їх в сукупності з іншими техніко-економічними показниками, що характеризують дану схему з урахуванням безпеки робіт. Вибрана система розробки повинна забезпечувати високий рівень концентрації робіт і бути економічною.

Вимоги до системи розробки:

· безпечне проведення гірничих робіт;

· урахування небезпечних проявів гірського тиску;

· можливості загазування виробок;

· висока температура;

· мінімальні матеріальні трудові витрати;

· незначні втрати корисних копалин.

Вибір системи розробки, як і параметрів шахти, залежить від низки геологічних, технічних та організаційних факторів і, в першу чергу, від потужності, кута падіння, глибини залягання та газоносності пласта, від міцності та стійкості вміщуючих порід. Для умов вугільних шахт України, де залягають переважно тонкі та зрідка середньої потужності пласти, знайшли застосування суцільні, стовпові та комбіновані системи розробки.

В даному випадку нам підходить стовпова система розробки. Для цих систем розробки, запаси корисних копалин, в межах виймального поля (поверху чи ярусу), повністю оконтурюють підготовчими виробками до початку очисних робіт, утворюючи своєрідний стовп, тобто підготовчі і виймальні роботи виконують послідовно в часі і організаційно одні роботи не заважають іншим. Після відпрацювання лави обидва штреки погашують або ж один з них підтримують за лавою і використовують після відповідного ремонту повторно. Характеристиками якої є: пласт з кутом падіння 10(12) з глибиною залягання 1200 м, потужністю 0,7-2м. Приклад таких схем навединий на рис.7.1.1..

Рис.7.1.1. Стовповоа система розробки при вийманні по простяганню в присічку: 1 - ярусний конвеєрний штрек, 2 - ярусний вентиляційний штрек, 3 - вентиляційна збійка.

7.2 Визначення розрахункового об'єму породи від прохідки виймальних виробок і ширини бутової смуги

Для визначення об'єму породи від прохідки необхідно по розмірах виробки обрати найближчий типовий перетин виймального штреку (хідника), накреслити його у масштабі з вказаним положення робочого пласта і вміщуючих порід.

Визначаємо необхідні параметри:

1. Переріз виробки в прохідці по вугільній частині:

Sвуг= b · m = 5,44*1,51 = 8,21м^2;

2. Об'єм породи від прохідки на 1 м довжини виробки:

Vпор =1·Sпор =1·(Sпр-Sвуг),= 1•(20,8-8,21) = 12,59 м³,

де Sпор, Sвуг, Sпр- переріз виробки відповідно по породній, по вугільній частинах і по усій виробці в прохідці, м².

3. Ширину бутової смуги, викладеної з породи від прохідки:

L_б =kр· Vпор/(1·m)= (1,15*12,59)/1,51 = 9,59 м.

де k_р - коефіцієнт рихлення породи, який залежить від способу закладання і складу породи.

8. Вибір способів і засобів проведення і підтримання виймальних виробок. Визначення оптимального співвідношення між очисними і підготовчими вибоями

Визначаємо мінімальну відстань Х діючої лави до кінця відробки стовпа, коли потрібно починати підготовку нового стовпа однією бригадою:

=

м.

Визначаємо фактичний резерв часу на підготовку стовпа (лави і двох штреків) однією бригадою на початок відробки стовпа:

= =-1,37 міс.

Тобто при проведенні послідовно усіх робіт з підготовки нового ярусу з заданими темпами виконання однією бригадою, нова лава не буде підготовлена завчасно (tрез? 0), а навіть на 1,37 місяці після закінчення відробки верхнього ярусу.



Рис.8.1. Співвідношення між очисним і підготовчим вибоями

9. Вивчення, вибір і аналіз схем розкриття та підготовки шахтного поля. Визначення параметрів розкриття та підготовки

Розкриття шахтного поля може здійснюватись в залежності від гірничо-геологічних умов залягання пластів і гірничотехнічних умов розробки здебільшого вертикальними стовбурами, похилими стовбурами або комбінацією цих варіантів. Розкриття штольнями застосовують в гірській місцевості, в основному для круто падаючих і похилих пластів. Доцільність застосування того чи іншого способу розкриття повинна бути обумовлена технічним і економічним порівнянням різних варіантів. Найбільш економічним варіантом розкриття вважається той, при якому загальна сума приведених затрат на 1 т промислових запасів, буде мінімальною.

У даному випадку нам доцільно використовувати розкриття вертикальними стволами, а підготовку шахтного поля панельною або погоризонтною схемою підготовки.

Рис.9.1 Схема розкриття вертикальними стволами.

6-головний ствіл;7-допоміжний ствіл; 8-дена поверхня;9-ярусні штреки;10-пласт корисної копалини;11-капітальні бремсберги;12-капітальні ухили.

Погоризонтну підготовку з вийманням лавами по падінню і підняттю застосовують при кутах падіння до 10 (12)0. Для шахт небезпечних по метано виділенню, при кутах понад 100 вихідний струмінь з лави повинен мати тільки висхідний напрямок. Варіанти погоризонтної підготовки залежать переважно від варіантів системи розробки.

Найпростіший варіант підготовки одинарними лавами, коли нижняя частина шахтного поля відробляється лавами за підняттям, а верхняя частина - за падінням.

Рис.9.2. Панельная схема підготовки шахтного поля.

Панельну підготовку застосовують при пологому падінні пластів з кутами нахилу = 6…18 (25)0, розмірах поля за простяганням від 4…5 до 7…8 км. В залежності від розміру поля за падінням L застосовують варіанти з поділом поля за падінням на дві частини - при L<2,5 км та варіанти- з поділом поля за падінням на три частини - при L> 2, 5 км. Для горизонтальних пластів ( = 0 - 20) замість трьох бремсбергів використовують два панельні штреки: транспортний і вентиляційний. Розмір панелі за простяганням 2…3 км (рідше 1,5…4), за падінням - 0,8…1,2 км. Обмеження розміру панелі за падінням пов'язано з тим, що можливості допоміжного транспорту (лебідок) обмежені.

10. Вибір технологічної схеми основного і допоміжного транспорту. Вибір типу, місця закладання пристовбурних дворів для заданих гірничотехнічних умов.

Загальна схема підземного транспорту шахти -- схема, на якій вказуються шляхи пересування та транспортування по шахті в цілом у всіх видів вантажів (вугілля, породи, матеріалів, обладнання, людей), як в напрямку до приствольного двору (на шахтах з вертикальними стволами) чи поверхні (на шахтах з похилими стволами), так і в зворотному напрямку.

Схема транспорту вугілля з лав - основний технологічний елемент схеми підземного транспорту шахти. В залежності від розміщення транспортних засобів та обладнання в системі гірничих виробок розрізняють дві основні транспортні підсистеми: дільничний та магістральний транспорт, які входять в склад загальної системи транспорту.

Дільничний транспорт -- сукупність транспортних засобів та обладнання, розміщених в горизонтальних та похилих виробках в межах виїмкової панелі чи виїмкової дільниці поверху;

Магістральний транспорт -- сукупність транспортних засобів та обладнання, розміщених в головних горизонтальних та похилих виробках,по яким транспортується вугілля від виїмкових дільниць до приствольного двору чи поверхні шахти.

Приствольний двір шахти - це комплекс взаємопов'язаних між собою капітальних гірничих виробок, розташованих безпосередньо біля стволів і призначений для приймання і відправлення на поверхню корисної копалини, породи, приймання обладнання і матеріалів, що надходить в шахту, для приймання і відправлення людей з даного горизонту.

Критеріями вибору того чи іншого типу приствольного двору є його достатня пропускна здатність, мінімальний об'єм виробок, простота і зручність обслуговування, зручність компоновки технологічного комплексу на поверхні.

Для шахт значної потужності передбачають видачу вугілля і породи скіповими стволами. В приствольних дворах передбачають для цього розвантажувальні ями для вугілля і породи з відповідними вугільною вантажною і порожняковою виробками. В приствольних дворах немає зустрічного руху вантажу і порожняку по одній колії. Найбільш доцільним в даному випадку буде використання кругового двору.

Вибір того чи іншого типу приствольного двору і розташування його відносно пластових виробок, крім способів розкриття і підготовки залежить, від гірничо-геологічних факторів, зокрема від кількості пластів, відстані між ними, міцності вміщуючи порід.

Обираємо круговий паралельний приствольний двір і розташовуємо його між другим та третім пластом з міцністю порід f=8, бо при розкритті світи пластів, в першу чергу з нестійкими вміщуючими породами, приствольні двори розташовують в більш стійких породах між пластами біля квершлагу в т.ч. при значній відстані між ними - паралельний. Перевагою паралельних дворів перед перпендикулярними і петльовими є використання головних виробок в якості гілок приствольного двору, що зменшує об'єм капітальних робіт по проведенню приствольного двору.



Рис.10.1 Круговий приствольний двір з продуктивністю 4000-7000 тон вугілля за добу: 1 -- скіповий ствол; 2 -- клітьовий ствол; 3 -- депо протипожежного потягу; 4 -- склад вибухових матеріалів; 5 -- гараж-зарядна; 6 -- випрямляюча підстанція; 7 -- стоянка пасажирського потягу; 8 -- ремонтна майстерня; 9 -- водозбірник; 10 -- центральна електропідстанція; 11 -- камера головного водовідливу; 12 -- медпункт.

11. Вибір схеми провітрювання, розрахунок основних параметрів вентиляційної дільниці

Основні питання, пов'язані зі складанням схеми вентиляції шахти, вирішуються на стадії вибору способу розкриття і підготовки шахтного поля. Вибір схеми провітрювання, її конструкція залежить, головним чином, від раніше обраних схем розкриття і підготовки шахтного поля.

Кількість повітря для вентиляції вугільних шахт визначається по частинам, тобто передбачено, що спочатку визначається необхідна кількість повітря для окремих вибоїв і камер за планом гірничих робіт і детальною схемою провітрювання, після чого отримані дані сумуються, враховуючи втрати і кількість повітря, необхідного для розбавлення газу, а потім визначається необхідна кількість повітря для шахти в цілому.

Розрахуємо кількість повітря, необхідного для провітрювання гірничих виробок. Маємо наступні гірничо-геологічні умови:

- фактичне метановиділення в очисній виробці Іоч = 4 м³/т;

- розрахункове навантаження на лаву Ал= 1348 т/добу;

- річна потужність шахти Аr= 2,1 млн. т;

- розміри шахтного поля по простяганням 9 км, по падінню 3,4 км;

- глибина залягання 540 м;

- кут нахилу пластів 5°.

Кількість повітря для провітрювання очисного вибою:

Qоч= = = 1066,7 м³/хв,

Де Іоч - кількість виділення метану в очисному вибої, м³/хв.;

Кн - коефіцієнт нерівномірності газовиділення, який залежить від об'єму газовиділення (Кн = 1,6);

С - можлива концентрація метану в вихідному струмені (С = 1%);

С0- концентрація метану, що поступає на виїмкову дільницю у струмені повітря (С 0 = 0,5%);

Коз - коефіцієнт, що враховує переміщення повітря по частині відпрацьованого простору (Коз = 1,2).

Мінімальний переріз очисного вибою у світлі визначаємо з формули:

S = k3*m*bmin = 0,8*1,51*3,2=3,87 м².

Кількість повітря необхідного для провітрювання лави за максимальною кількістю одночасно працюючих, і за тепловим фактором визначається з формул:

Qоч = 6*nч = 6*25= 150 м³/хв;

Qоч =S * Vmіn * 60 = 3,87*2*60 = 464,4 м³/хв.

Перевірка розрахункової кількості повітря (більшого з отриманих значень) за максимальною швидкістю руху повітря в очисному вибої:

QОЧ=1066,7> QОЧmax= 60*S'*Vmax=60*3,87*4 = 928,8 м³/хв.

де QОЧmax - максимальна кількість повітря, яку можна подати у виробку;

S - площа поперечного перерізу при забійного простору.

Тобто, умова не виконується, прийняте навантаження на лаву не проходить по газовому фактору. Для зменшення метановиділеня застосовуємо дегазацію суміжних пластів і за рахунок цього зменшуємо газовиділення з дільниці і очисного вибою на 30%:

Iоч'=Iвд'=0,7*4=2,8 м³/хв.

Маємо:

Qоч'= = = 746,7 м³/хв.=12,45 м³/с,

QОЧ'=746,7> QОЧmax=928,8 - нерівність виконується.

Кількість повітря для виймальної дільниці:

Qвд=kвт*Qоч'=1,25*746,7=933,4 м³/хв= 15,56 м³/с

Розраховуємо депресію для виймальної дільниці.

Визначаємо периметр штреків з формули Ps = 4:

- для конвеєрного штреку Ps = 4v20,8 = 18,24 м;

- для вентиляційного штреку Ps = 4v8,8 = 11,86 м.

Периметр лави становить Ps = 2(m+ bmin) =2(1,51+3,2) = 9,42 м.

Депресію окремих виробок виймальної дільниці визначаємо з формули:

- для конвеєрного штреку:

h3-4 = PslQ² / S³= 0,030*18,24*1000*15,56²/20,8³ = 14,72 Н/м²;

де Q - кількість повітря, що проходить по виробці, м³/с; б - коефіцієнт аеродинамічного опору виробки, Н*с²/м⁴; Ps - периметр виробки, м (для аркової форми Ps =4vS); S - поперечний переріз виробки, м²; l - довжина виробки, м.

- для вентиляційного штреку аналогічно: h5-6 = 126,4 Н/м²;

- для лави h4-5 = 0,06·9,42·220·12,45²/3,2³ = 588,18 Н/м².

Депресію для вентиляційної мережі виймальної дільниці визначаємо з формули:

hвд = h3-4 + h4-5+ h5-6 = 14,72+126,4+588,18=729,3 Н/м².