|
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 |
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) | 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 |