Студопедия
Случайная страница | ТОМ-1 | ТОМ-2 | ТОМ-3
АрхитектураБиологияГеографияДругоеИностранные языки
ИнформатикаИсторияКультураЛитератураМатематика
МедицинаМеханикаОбразованиеОхрана трудаПедагогика
ПолитикаПравоПрограммированиеПсихологияРелигия
СоциологияСпортСтроительствоФизикаФилософия
ФинансыХимияЭкологияЭкономикаЭлектроника

Отработка в Донбассе месторождений в неблагоприятных условиях и переход и переход на большие глубины резко осложнили горнотехнологическую обстановку: увеличились горное давление, газовыделение,



ВВЕДЕНИЕ

Отработка в Донбассе месторождений в неблагоприятных условиях и переход и переход на большие глубины резко осложнили горнотехнологическую обстановку: увеличились горное давление, газовыделение, количество, количество внезапных выбросов, эндогенных пожаров и других опасных явлений. Применение в таких условиях традиционных технологических схем подготовки и отработки выработок, которые примыкают, и по соединению их с очистительным забоем, что существовали на малой глубине при использовании врубовых машин и широкозахватных комбайнов, снижает эффективность прогрессивной технологии, средств комплексной механизации, ухудшает показатели работы шахт.

В последние годы для снижения влияния отмеченных недостатков уделяют большое внимание усовершенствованию технологии на участках выемок и подготовительных забоях – важнейшие производственных звеньях шахты. Например, для эффективной борьбы с газовыделением разработана прямоточна схема проветривания, для улучшения охраны подготовительных выработок и сокращения расходов угля в целиках был осуществлен широкий переход на подготовку без них и отработку участков выемок, в прогрессивных технологических схемах выемки слоев лучше взаимоувязаны вопросы по рациональному ведению очистительных и подготовительных работ. Рядом с этим ведутся конструкторские изыски по модернизации, комплексной механизации, повышению надежности техники в подготовительных и очистительных забоях, на подземном транспорте и т.д.

Однако рассмотрение и реализация отдельных, локальных, хотя и очень важных конструктивных, технологических решений, позволяет ограниченно приспосабливать элементы технологии к худшей среде.


 

1. ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАСТА И УСЛОВИЙ ЕГО ЗАЛЕГАНИЯ

Горно-геологические условия для проектирования системы разработки следующие:

- мощность пласта – 1,6м;

- непосредственная кровля – песчаный сланец m=3, σсж=40кПа;

- основная кровля – глинистый сланец m=8,5, σсж=30кПа,

- непосредственная почва – песчаный сланец m=6, σсж=40кПа;

- основная почва – песчаный сланец m=4, σсж=40кПа;

- плотность угля – 1,36 /т;

- опасность пласта – не склонен к самовозгоранию, склонен к внезапным выбросам;

- ожидаемое метановыделение: на участке - 16 /т, из пласта – 7 /т;

- водоприток на участке - 3 /ч;

- глубина ведения работ – 300-650 м.



Согласно заданным условиям, рассматривается пласт средней мощности с неустойчивыми боковыми породам. Для проектирования выделен участок шахтного поля, глубина отработки которого составляет 300-650м (рис 1.1).

Судя из плана шахтного поля, пласт в его пределах пологого залегания с относительно выдержанным углом падения в бремсберговой и уклонной частях. Верхней, нижней и правой границами шахтного поля являются искусственные границы: верхняя-изогипсой -300м, нижняя -650м, правая – границей с шахтным полем соседней шахты. Левая граница естественная, обусловлена тектоническими нарушениями.

Определим угол падения пласта в пределах шахтного поля, размеры поля и его участка, обозначенного для проектирования.

Из рисунка 1.1 по расстоянию между изогипсами с учетом масштаба (а) и разности высотных отметок этих изогипс () определим угол падения пласта в пределах поля из выражения

.

Результат расчетов приведены на рисунке 1.1.


 

Таким образом, угол падения пласта в пределах шахтного поля изменяется от до .

Размеры шахтного поля по простиранию у верхней технической границы 4860м, у нижней технической границы – 3840м, в центре – 3900м.

Размеры шахтного поля по падению на разных участках определяем по формуле:

Размеры ш.п. участка «I-I»:

)= 1853м

Размеры ш.п. участка «II-II»:

)= 1720м

Размеры ш.п. участка «III-III»:

)= 1556м

Площадь шахтного поля равна:

 


 

2. ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБА ПОДГОТОВКИ ПЛАСТА И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЕГО ПАРАМЕТРОВ

Так как в бремсберговой части шахтного поля, углы падения до 120, мы можем применить погоризонтный способ подготовки шахтного поля.
А в уклонной части шахтного поля, можно принять панельный способ подготовки с отработкой лавы по падению.

Для заданного участка «А» наиболее целесообразным является применение погоризонтного способа подготовки, условие применения: пласты с углом падения до 120.

Достоинствами данного способа являются:
- простота подготовки и схем проветривания и транспортирования угля;

- небольшой объем подготавливающих выработок и небольшие капитальные затраты на их проведение;

- более короткий период подготовки пластов;

- обеспечивается постоянство длинны лавы;

- возможность отработки пластов с любыми водопритоками при выемке по восстанию;

- при выемке по падению повышается устойчивость забоя от вывалов кусков угля и снижается вероятность возникновения выбросов угля и газа.

Недостатками являются:

- ограниченность области применения по углу падения пласта;

- несколько сложнее проведение и эксплуатация наклонных выемочных выработок.


 

3. ВЫБОР ТЕХНИЧЕСКИ ПРИЕМЛЕМЫХ ВАРИАНТОВ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ

Эффективность применения высокопроизводительных средств механизации очистных работ, а, следовательно, и достижение высоких техников-экономических показателей работы добычных участков во многом зависит от принятой системы разработки, выбор которой предопределяется горно-геологическими и горнотехническими условиями.

Для условий пласта в заданной части шахтного поля, а именно:

Мощность пласта 1,6м, угол падения , глубина ведения работ 300-450м, обводнение пласта до 3 /ч, пласт не опасен по пыли, не склонен к самовозгоранию, выбросоопасен, породы кровли – средней устойчивости; газовыделение по участку - 16 /т, из пласта – 7 /т.

Так как в разделе 2 был выбран и обоснован погоризонтный способ подготовки шахтного поля, а также исследуемый пласт не обводнен, то это позволяет применять системы разработки с выемкой лавами по падению [1].

Рассмотрим в данном разделе именно такие системы разработки и выберем предварительно наиболее технологически и экономически выгодную к применению.

Вариант 1: Сплошная система разработки с выемкой одинарными лавами по падению

Достоинства следующие:

1. Быстрый ввод лавы в эксплуатацию;

2. Возможность применения на пластах любой газоносности;

3. Нет необходимости проведения длинных тупиковых выработок;

4. Незначительные первоначальные капитальные затраты;

5. Постоянная длина лавы;

6. Порода от проведения выработок может закладываться в бутовые полосы;

7. Выкладка бутовых полос заметно снизит пучение почвы.

К недостаткам относятся:

1. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени, что приводит к организационным “накладкам”;

2. Выработки поддерживаются в данных условиях влияния собственных очистных работ, что приводит к большим затратам по поддержанию и ремонту крепи;

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Необходимы более сложные и трудоемкие мероприятия по охране выработок;

5. Возвраточная схема проветривания;

6. Последовательное проветривание тупиковой выработки и очистного забоя;

7. Сложность проветривать ниши;

8. Усложняется транспорт вспомогательных грузов в подготовительные забои выемочных выработок;

9. Скопление в лаве;

10. Увеличивается доля ручного труда, т.к невозможно механизировать процессы погрузки угля, а также крепление на концевых участках лавы. Необходимо работать в лаве с нишами;

11. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой;

12. Выработки повторно не используются;

13. Невозможность доразведки пласта.

Вариант 2: Комбинироваенная система разработки (сплошная со столбовой) с выемкой угля лавой по падению с погашением вентиляционной выработки вслед за лавой.

Её преимущества:

1. Прямоточная схема проветривания;

2. Возможность относительно быстрого ввода в эксплуатацию;

3. Повторное использование выемочного уклона в качестве вентиляционной выработки значительно снижает затраты на проведение вырботок, стоимость и сроки подготовки нового столба;

4. Выемочный бремсберг проводится за лавой и порода от его проведения закладывается в бутовую полосу;

5. Возможность применения на пластах любой газоносности;

6. Нет необходимости проведения длинных тупиковых выработок;

7. Уголь по выемочному бремсбергу транспортируется вниз;

8. Постоянная длина лавы;

9. Малый объем поддержания выработок.

Недостатки этого варианта:

1. Необходимость поддержания одной выработки за лавой, а следовательно, потребность в возведении охранных сооружений;

2. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени;

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Последовательное проветривание тупиковой выработки и очистного забоя;

5. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой.

Вариант 3: Комбинированная система разработки (столбовая со сплошной) с выемкой угля лавой по падению с погашением транспортной выработки вслед за лавой.

Её преимущества:

1. Прямоточная схема проветривания;

2. Возможность относительно быстрого ввода в эксплуатацию;

3. Вентиляционный бремсберг проводится за лавой и порода от его проведения закладывается в бутовую полосу;

4. Возможность применения на пластах любой газоносности;

5. Постоянная длина лавы.

Недостатки этого варианта:

1. Необходимость поддержания одной выработки за лавой, а следовательно, потребность в возведении охранных сооружений;

2. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени, что приводит к организационным “накладкам”

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой.

Вариант 4: Комбинированная система разработки с прямоточным нисходящим проветриванием и выемкой угля лавой по падению с подсвежением исходящей струи на выработанное пространство.

Ее преимущества:

1. Высокая нагрузка на очистной забой по фактору проветривания;

2. Пыль и газ из транспортируемого угля выносится, минуя лаву на исходящую струю;

3. Воздухоподающий ходок поддерживается в благоприятных условиях (вслед за проходом лавы попадая в зону интенсивного давления погашается);

4. Транспортная выработка поддерживается в системе “массив - массив”, что обеспечивает ее безремонтное поддержание;

5. Повторное использование выемочного уклона в качестве воздухоподающей выработки, что значительно снижает затраты на проведение выработок, стоимость и сроки подготовки нового столба;

6. Очистные и подготовительные работы разнесены во времени;

7. Применение безнишевой выемки снижает затраты ручного труда.

Недостаток этого вариант: необходимость поддержания вентиляционной выработки за лавой в зоне интенсивного сдвижения горных пород, а также потребность в возведении охранных сооружений.

На пластах с повышенной газоносностью и пониженной прочностью вмещающих пород все больше применяются комбинированная и сплошная система разработки. На глубоких горизонтах это обусловлено снижением устойчивости выработок и неизбежностью их погашения за лавой при столбовой системе, а также необходимостью подсвежения исходящей воздушной струи.

Применения сплошной системы разработки, на наш взгляд, нецелесообразно из-за возвратоточной схемы проветривания довольно протяженного участка, а комбинированная система разработки сплошной со столбовой, по нашему мнению, уступает столбовой со сплошной, так как на выбросоопасным пласте необходимо проведение транспортного ходка с опережением лавы, кроме того, очистные и подготовительные работы совмещены во времени пространстве, что также указывает на невозможность применения системы разработки на основе сплошной.

Таким образом, к сравнению примем комбинированные системы разработки (столбовую со сплошной, схема проветривания 1-В) и столбовую со сплошной с подсвежением (схема 3-В) с выемкой одинарной лавой по падению.

Выбор окончательно наиболее рациональной системы разработки может быть возвожен лишь после экономико-математического сравнения сравниваемых вариантов.

Для составления экономико-математических моделей систем разработки необходимо предварительно определить возможные нагрузки на очистные забои при различных системах разработки, а также выбрать средства механизации работ в лаве.


4 ВЫБОР СПОСОБА ВЫЕКИ УГЛЯ В ОЧИСТНОМ ЗАБОЕ

Характеристики механизированных крепей, применение которых возможно в данных горно-геологических условиях приведены в таблице 4.1.

Применение зарубежного оборудования дорогостояще, поэтому из перечня крепей, представленных в таблице 4.1, по нашему мнению, стоит принять крепь 2КДД, так как она в настоящее время широко применяется на угольных шахтах Донбасса и обеспечивает сравнительно высокие нагрузки на лавы, она имеет большой запас по мощности, имеет большее сечение лавы в свету, благодаря двухстоечной конструкции, что позволяет увеличить нагрузку на пласт.

Крепь механизировання 2КДД предназначена для механизации процессов поддержания и управления кровлей в призабойном пространстве лавы при отработке пологопадающих пластов мощностью 1,35-2,4 м.

Крепь 2КДД состоит из однотипных двухстоечных секций, поддерживающе-оградительного типа, основные несущие элементы которых (основание, перекрытия, траверсы), связаны силовым четырехзвенником.

Применение высокопрочных термоупрочненных сталей для изготовления всех силовых элементов металлоконструкции и выбор оптимальных кинематических параметров обеспечивает высокие прочностные характеристики и увеличивает срок службы крепи.

Каждая секция имеет гидравлически управляемые боковые щиты, обеспечивающие полную затяжку кровли, что повышает безопасность труда в рабочем пространстве лавы.

Опережающее прижатие к кровле обеспечивается непосредственно силовыми стойкам. Имеется исполнение секция с автономно упраяемыми консолями.

Секции крепи оснащены гидравлическим механизмом подъема основания. Выполнение рабочих операций осуществляется с помощью модульных распределителей типа РСД клавишного типа “командоаппарат”.

Оригинальное конструктивное решение по расположению гидростоек с рабочим диаметром 220 мм дает высокий показатель по сопротивлению секции в сочетании с высокой приспосабливаемостью к поверхности кровли, и обеспечивает удобство обслуживания и ремонта.

 

Таблица 4.1 –Техническая характеристика крепи КДД в сравнении с отечественными и зарубежными аналогами

Наименование показателей

Значение для типа крепи

1КДД

Glinik 055|150-Oz

DBT 70/150

2КДД

3КД90

Glinik 08/22-Oz

КМ500

Тип секции

Щитовая, 2-х стоечная

Щитовая, 4-х стоечная

Щитовая, 2-х стоечная

Вынимаема мощность

0,9-1,6

0,75-1,40

1,0-1,5

1,35-2,4

1,35-2,00

1,0-2,2

1,55-2,50

Удельное сопротивление на 1 поддерживаемой площади, кН/

 

 

350-505

 

 

272-450

 

 

490-570

 

 

478-533

 

 

542-558

 

 

336-482

 

 

450-570

Сопротивление секции крепи, кН

1990-2930

1460-2430

2690-3130

2660-3080

3149-3241

1605-2250

2460-3180

Удельное сопротивление на конце передней консоли перекрытия, кН/м

 

316-433

 

158-264

 

 

400-440

 

432-445

 

 

Шаг установки секций, м

1,5

Усилие передвижки, кН:

-секции

-конвейера

 

 

 

 

 

 

 

 

Габариты секции, мм:

-высота (min-max)

-ширина

-длина

 

710-1500

4530-4800

 

550-1500

3830-4290

 

700-1500

 

1115-2400

4505-5090

 

1000-2030

 

800-2200

4045-4800

 

1150-2440

4600-5100

Наличие механизма подъема основания

 

Есть

 

Нет

 

Нет

 

Есть

 

Есть

 

Нет

 

Нет

ММасса секции, кг

             

 


 

Таблица 4.2 – Техническая характеристика комбайна КДК500 в сравнении с отечественными и зарубежными аналогами

Наименование показателей

Значение показателей для типа комбайна

 

КДК500

РКУ13

ГШ500

Л500

KGS-345

MP12-2V-2P

Eektra 550

 

Украина

Россия

Польша

Чехия

Англия

Производительность, т/мин

8,0-18

4,5-5,2

5,0-11,0

5,0-11,0

4,0-8,0

4,0-8,0

4,0-10

Применяемость по вынимаемой мощности пласта, м

 

1,35-4,3

 

1,35-2,6

 

1,35-2,7

 

1,5-3,5

 

1,2-2,7

 

1,4-3,4

 

1,3-3,5

Суммарная номинальная мощность электропривода, кВт

-в т.ч. привода исполнительного органа

 

 

597,5

2*250

 

 

1*170

 

 

564,5

2*250

 

 

2*230

 

 

 

360
2*150

 

 

351,5

2*150

 

 

2*187

Диаметр исполнительного органа, мм

1120-2200

1250-1600

1120-1600

1400-1800

1250-1500

 

1100-1800

Номинальная ширина захвата, м

0,63; 0,8

0,63; 0,8

0,63

0,63; 0,8

0,75; 0,8

0,63; 0,8

-

Тип механизма подачи

Электр. Част-регулир. БСП

Гидравл.

БСП

Электр. Муфта

ЭМ, БСП

Электр. Муфта

ЭМ, БСП

Гидравл.

БСП

Электр. Част-регулир. БСП

Электр. Част-регулир. БСП

Максимальная скорость подачи, м/мин

 

 

10,0

 

8,0

 

10,0

 

6,8

 

11,5

 

17,75

Максимальное тяговое усилие подачи, м/мин

(2*225)

10,0

(2*180)

(2*195)

(2*210)

 

(2*200)

(2*200)

(2*180)

Длина по осям исполнительных органов, мм

 

 

 

 

 

 

 

Высота корпуса в зоне крепи, мм

950,1350

950, 1186

950, 1200

       

Масса, т

22-25

24,0

22,0

35,0

19,0

25,0

20,0

 

Конструкция крепей КДД предусматривает работу с современными высокопроизводительными очистными комбайнами РКУ10, РКУ13,ГШ68Б, КДК-500, КДК-700 и скребковыми конвейерами СПЦ163, СПЦ273, СП-301 М, КСД-27.

В составе комплекса стоит принять комбайн КДК-500 (табл 4.2), так как он обеспечивает: рост нагрузки на КМЗ в 3,3 раза (с 1500 до 5000 т/сут); увеличение ресурса в 3 раза; снижение запыленности в 10 раз (с 500 до 50 мг/ ). Комбайн предназначен для отработки пластов мощностью 1,35-4,3м, с углами падения до 350 по простиранию и до 100 по падению и восстанию, с сопротивляемостью угля резанию до 360 кН/м, опасных по газу и пыли (табл. 4.2). Допускаются включения в пласт породных прослойков и местные пережимы пласта породой.

Комбайн оснащен бесцепной системой подачи с частотным регулированием скорости подачи и должен применяться в составе механизированных комплексов МКДД, МКД90, МКД90Т, КМ138, КМ700/800, МК85Т, оснащенных забойными конвейерами КСД27, КСД28, СПЦ271, СПЦ273, А26, АЗО с рейкой ЗБСП, СПК, РКД.

Комбайн имеет захват 0,63м и может оснащаться шнеками диаметром 1,12, 1,25, 1,4, 1,6, 1,8, 2, 2,2м с тангенциальными резцами типа РГ501 или РКС2.

В составе комплекса стоит оставить скребковый конвейер КСД27, который предназначен для траспортирования угля из высокопроизводительных (3000-8000 т/сут.) очистных забоев длиной до 300м из пластов мощностью свыше 1,2м и подвигающихся по простиранию с углом падения до , а по падению или восстанию до .

Таблица 4,3 – техническая характеристика скребкового конвейера КСД-27

Наименование показателей

Значение показателей

Производительность максимальная, т/мин

 

Длина конвейера в поставке, м

До 300

Число приводных блоков

 

Расположение приводных блоков

Одностороннее, разностороннее

Номинальная мощность электродвигателей, кВт

2*65/200

Скорость движения тягового органа, м/сек:

-Основная (рабочая)
-Вспомогательная (маневровая)

1,05

0,35

Число цепей, шт

 

Расположение цепей

Центрально-разнесенные

Тип цепи (калибр, шаг, класс прочности)

 

Высота боковины рештака, мм

 

Ширина рештака по боковинам, мм

 

Длина рештака, мм

 

 


 

 

5 РАСЧЕТ СУТОЧНОЙ НАГРУЗКИ НА ЛАВУ И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ

Определяем максимальную нормативную нагрузку на лаву при принятых средствах механизации очистных работ.

Применение выбранного очистного оборудования для добычи угля экономически целесообразно только в случае, если суточная добыча в очистном забое не меньше нормативной.

Величину нормативной суточной нагрузки на очистной забой при заданных горно-геологических условиях и выбранных средствах механизации очистных работ определим по формуле [2]

(5.1)

Где -норматив нагрузки на очистной забой, т/сут

а – поправка к нормативу нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1м; т/сут

– разность длин очистного забоя (принятой и нормативной), м;

число смен по добыче угля в сутки;

– продолжительность смен, мин;

– поправочный коэффициент, вводимый при использовании двух комбайнов;

– коэффициент, учитывающий срок эксплуатации комплекса, =0,9.

Среднесуточная нагрузка на очистной забой по техническим возможностям комбайна рассчитывается по горной масс [2]

Где – среднесменная нагрузка на очистной забой, т/см;

– число рабочих смен по добыче угля;

– коэффициент уменьшения нагрузки при работе очистного забоя в сложных горно-геологических условиях.

Среднесменная нагрузка на очистной забой при однокомбайновой выемке в лаве и непосредственной кровле не ниже средней устойчивости вне зависимости от организации крепления за комбайном определяется как минимальная из возможных

Где – длительность рабочей смены, мин;

q – средняя производительность комбайна, т/мин;

– сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля;

Где – коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов (возникающих только при работе комбайна)

– суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, приходящиеся на 1 цикл работы комбайны, мин.

Где – нормативные затраты времени на вспомогательные операции, мин/м;

– нормативные затраты времени на заряжание и взрывание шпуров в нишах и проветривание лавы, мин;

- затраты времени на зачистку лавы при односторонней работе комбайна, мин;

- затраты времени на выемку породного прослойка (при селективной выемке), мин;

– средняя продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы (длительность концевых операций), мин.

= 57,5+10,2 ln h-28,8 ln m-10,2 ln

= 57,5+10,2 ln h-28,8 ln m-10,2 ln

= 57,5+10,2 ln 8-28,8 ln 1,6-10,2 ln =81,2 мин,

=57,5+10,2 ln 8-28,8 ln 6,0-10,2 ln 6,0=102,3 мин

- длительность концевых операций, выполняемых на сопряжении лавы с пройденной в массиве угля выработкой соответственно при отсутствии там ниши, мин;

- длительность концевых операций, выполняемых на сопряжении лавы с повторно используемой выработкой при отсутствии там ниши, мин;

h – мощность пород непосредственной кровли, м;

- длина участка лавы на сопряжении с повторно используемой выработкой, подверженной процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Определяется из выражения

– длина участка лавы на сопряжении с пройденной в массиве угля выработкой, подверженного процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Где H – глубина заложение выработки, м.

– коэффициент готовности участковой конвейерной линии, начиная с лавного скребкового конвейера и включающей все конвейеры (ленточные и скребковые) на промштреках, просеках, печах, участковых транспортных выработках до первого сборного конвейера, на углепоток поступает из нескольких очистных забоев

– число ленточных конвейеров в участковой транспортной цепи;

– коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов (возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при его остановке)

– суммарные нормативные затраты времени на выполнение подготовительно-заключительных операций, мин;

– коэффициент готовности системы электроснабжения;

– коэффициенты готовности сопряжений очистной выработки соответственно с транспортной и вентиляционной выработками

– коэффициент готовности эталонного сопряжения;

– коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действии i-го фактора, осложняющего поддержание сопряжения;

– коэффициенты готовности очистного забоя по фактору “отказа на сборных транспортных линиях”.

– коэффициенты готовности очистного забоя по фактору “переполнение капитального бункера”.

m – вынимаемая мощность пласта, м;

y – плотность угля в пласте вместе породными прослойками, т/

r – ширина захвата комбайна, м;

– коэффициенты использования захвата;

– коэффициент готовности крепи;

– скорость крепления, м/мин;

– скорость крепления при последовательно схеме передвижки секция, м/мин;

– коэффициент схемы передвижки крепи;

– коэффициент снижения скорости с увеличением угла падения пласта

– коэффициент снижения скорости крепления при недостаточной несущей способности почвы

– коэффициент снижения скорости крепления при недостаточной несущей способности почвы

– коэффициент снижения скорости крепления в зависимости от площади кровли подлежащей затяжке (n) и числа горнорабочих, занятых на креплении

– коэффициент снижения скорости крепления в связи с необходимостью крепления обнаженной кровли из-за вывалов угля верхних пачек пласта вследствие интенсивного отжима

– коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способности участковой конвейерной линии;

– пропускная способность участковой конвейерных линий по маршруту углепотока данного очистного забоя, м/мин;

– пропускная способность участковой конвейерной линии, рассчитанная по производительности конвейеров, т/мин. Принимается равной наименьшей из пропускных способностей каждой отдельно конвейерной установки

=m r

Где – скорость подачи комбайна, м/мин.

Где – коэффициент увеличения скорости подачи комбайна при выемке хрупких и весьма хрупких углей;

– возможная скорость подачи комбайна по мощности привода, м/мин;

– возможная скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию, м/мин.

Где – соответственно минимальное и максимальное значения вынимаемой мощности пласта для данного типа комбайна, м;

– табличные значения скорости подачи комбайна соответствующие , м/мин.

 

– возможные скорости подачи комбайна по мощности привода соответственно при , м/мин;

– сопротивляемость угля резанию (кН/см), учетом отжима угля в его призабойной части

 

Где – сопротивляемость угля резанию в неотжатом массиве, кН/см

– коэффициент отжима угля

– возможная скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию механизма подачи, м/мин

Где – составляющая силы резания в направлении подачи комбайна, кН;

Где - – составляющие силы резания в направлении подачи комбайна, кН, соответствующие ;

– тяговое усилие подающей части комбайна, кН

G – масса комбайна, т;

– угол падения пласта при выемке угля по простиранию, град.

Получим:

.

Следует:

Максимально допустимая по газовому фактору нагрузка на очистную выработку рассчитывается по выражению [3];

Где А – фактическая нагрузка на лаву аналог, т/сут;

– средняя абсолютная метанообильность очистной выработки или выемочного участка, /мин;

– расход воздуха, который может быть использован для разбавления метана, выделявшегося в проектируемою очистную выработку или участок, /мин;

– относительная метанообильность очистной выработки или выемочного участка в зависимости от схемы проветривания, /т;

и определяются в зависимости от схемы проветривания:

При схеме 1-В:

а

 

При схеме 3-В

а

где , – среднее метановыделение на выемочном участке и в очистной выработке лавы-аналога, /мин;

– коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка;

Где – вынимаемая мощность пласта с породными прослойками, м;

f – средневзвешенный коэффициент крепости пород на расстоянии от вынимаемого пласта равном 8

– минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, ;

– коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающий к призабойному;

– максимальный расход воздуха, который можно подать в очистную выработку, /мин;

Где – максимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с;

С – допустимая согласно ПБ концентрация метана в исходящей из очистной выработки вентиляционной струе, %;

– концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, %;

Для схемы 1-В:

При схемен 3-В::

В обоих случаях ограничивается нагрузка на лаву, необходима дегазация, для схемы 3-В пласта, а для 1-М и выработанного пространства.

Для комбинированной системы разработки примем способ дегазации разрабатываемого пласта, эффективность которой составляет 40%.

Для столбовой к дегазации пласта примем изолированный отвод метана из выработанного пространства, с эффективностью 70%.

Тогда для 3-В

Для 1-В

Где – относительное метановыделение из разрабатываемого пласта,

– относительное метановыделение из смежных пластов и пропластков в выработанное пространство, ;

– коэффициент дегазации пласта;

– коэффициент дегазации источников метановыделения из выработанного пространства.

Для схемы 1-В

При схеме 3-В

Таким образом, при системах разработки нет ограничения по газовому фактору, поэтому принимаем нагрузку на лаву 1100 т/сут.

Количество циклов по выемке угля за сутки определяется из выражения

Уточняем длину лавы

Откуда суточное подвигание лав:

Где r- ширина захвата комбайна, м.

Годовое подвигание очистного забоя составит

Где N – количество рабочих дней в году;

– коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы.


 

6 ВЫБОР ОСНОВНОГО И ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО ТРАСТПОРТА НА ВЫЕМОЧНОМ УЧАСТКЕ

В качестве основного вида транспорта на выемочном участке принимаем конвейерный с применением ленточных конвейеров 1Л800. Как промежуточный между лавным конвейером и 1Л800 стоит принять скребковый перегружатель КСП-1.

Для доставки материалов и оборудования к лаве в качестве вспомогательного принимаем рельсовый транспорт с применением напочвенной канатной дороги ДКН.


 

8 СПОСОБ ПОДГОТОВКИ ДЛИННЫХ СТОЛБОВ

Направление проведения выработок от магистрального транспортного штрека до главного вентиляционного (так как угол падения пласта не превышает ), для обеспечения проветривания тупиковой выработки свежей струей воздуха и чтобы избежать скопления воды в забое выработки.

Проводить выработки при сравнительно небольшой крепости вмещающих пласт пород необходимо комбайнами. Для этого возможно применение проходческих комбайнов 4ПП2М, ГПКС.

В обоих вариантах возможно, как повторное использование конвейерных выработок в качестве вентиляционных, так и иные варианты подготовки столбов. Но в виду того, что глубина ведения работ составляет в среднем 300м, породы вмещающие пласт относительно неустойчивые, повторное использование становиться затратным, хотя для варианта с подсвежением в любом случае необходимо поддержание ходка для подсвежения исходящей струи и транспортировки полезного ископаемого, во втором случае, вентиляционная выработки позади лавы на время ее отработки не нужна, и ее поддержание будет неоправданно, поэтому для варианта без подсвежения примем способ подготовки столбов вприсечку к выработанному пространству с проведением выработок от транспортного штрека к вентиляционному противоположно направлению движения очистного забоя.


 

9 СОСТАВЛЕНИЕ ЭКОНОМИКО-МАТЕМАТИЧЕСКИХ МОДЕЛЕЙ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ

Для сравнения систем разработки составим их экономико-математические модели.

Сравнение сводится к расчету удельных затрат на отдельные виды (основные) горных работ [1] по системам разработки и к выполнению условия:

Где – суммарные затраты соответственно на проведение (сооружение) выработок, их поддержание и транспорт угля по ним, грн;

Z – запасы угля в выемочном поле, т.

Так как в одном из вариантов планируется в пределах выемочного столба проведение обоих выработок, а в другом повторное использование с восходящим проветриванием, то необходимо установить целесообразность применение того или иного варианта с учетом затрат на отработку всего блока.

Для комбинированной системы разработки (столбовой со сплошной со схемой 1-В) суммарные затраты на проведение (сооружение) горных выработок в пределах блока принимают вид

Где – затраты на проведение (сооружение) соответственно конвейерного, вентиляционного ходков, скипа, разрезной печи и на оборудование очистного забоя, грн.

– количество выемочных столбов в пределах блока;

– затраты на проведение (сооружение) соотвественно конвейерного, воздухоподающего и вентиляционного штреков, грн.

Общие затраты на проведение какой-либо выработки могут быть записаны следующим образом:

Где – стоимость проведения 1м выработки, грн;

– длина выработки, м.

Получим суммарные затраты на проведение (сооружение) горных выработок:

Полная стоимость проведения 1м горной выработки в зависимости от ее типа определяется по формулам, приведенным в табл. 9.1 [1]:

Условные обозначения к табл. 9.1

– коэффициент стоимости проведения выработки, учитывающий затраты, постоянные на 1м и не зависящие от площади поперечного сечения, грн/м;

– тоже, постоянные на 1 , грн/ ;

Таблица 9.1 – Формулы для определения полной стоимости проведения 1м горной выработки

Горные выработки

Полная стоимость 1м, грн.

Горизонтальные и наклонные, проводимые по:

Породе (квершлагов):

Углю и смешанным забоем (ходков и разрезной печи):

 

 

 

– коэффициент, учитывающий уменьшение стоимости проведения выработки смешанным забоем или только по углю по сравнению со стоимостью проведения ее по породе, грн/ ;

F – площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, ;

η – отношение площади забоя по углю к полному сечению выработки в свету крепи;

– поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ, обводненность и выбросоопасность забоя, длину транспортировки горной массы на изменение стоимости проведения

– коэффициент глубины работ:

– средняя глубина расположения выработки, км;

– коэффициент обводненности забоя;

– коэффициент выбрасоопасности забоя;

– коэффициент влияния длины транспортировки горной массы.

Для ветрикальных , для горизонтальных и наклонных выработок

Где – средняя длина транспортировки, км;

–коэффициент, учитывающий период строительства или работы шахты в течение, которого проводится выработка;

- стоимость укладки одного рельсового пути;

n – количество рельсовых путей в выработке

Таким образом, полная стоимость проведения 1м горной выработки из формул табл 9.1 и формул (9,3)-(9,7): для вентиляционного и конвейерного ходков:

 

Для разрезной печи:

Капитальные затраты на оборудование очистного забоя (грн) составляют

Где – стоимость механизированного комплекса, грн

Затраты на оборуд


Дата добавления: 2015-09-29; просмотров: 28 | Нарушение авторских прав




<== предыдущая лекция | следующая лекция ==>
Крючок для вязания состоит из головки, бородки, расплюснутой части и ручки. | Каждая экономика, каждого государства держится на объективном финансовом законодательстве, самым важным законом в законодательстве является закон о денежном обращении. Обращение денежных средств

mybiblioteka.su - 2015-2024 год. (0.192 сек.)