Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

В.Н. Хомченко Технология добычи полезных ископаемых подземным способом

.pdf
Скачиваний:
170
Добавлен:
19.08.2013
Размер:
397.75 Кб
Скачать

10

Для тонких пластов к = 0,05-0,10.

Для пластов средней мощности и мощных к = 0,10-0,15.

Зная балансовые и промышленные запасы, определяют коэффициент извлечения полезного ископаемого:

С = Zпр / Zб .

Далее устанавливают производственную мощность и срок службы шахты.

Производственная мощность шахты – это количество полезного ископаемого, добываемого в единицу времени. Различают суточную (Ас) и годовую (Аг) производственные мощности шахты.

Годовую производственную мощность определяют по формуле:

Ар=Кн(Кпл+Кз) Zпр mmo Kг ,

где Ар – расчетная производственная мощность шахты, тыс.т/год; Кн – коэффициент надежности технологической цепи шахты.

Кн = 0,7-0,9 в зависимости от схемы вскрытия и подготовки пластов на горизонте;

Кпл – коэффициент, учитывающий влияние числа пластов в шахтном поле;

Кз – коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой;

Zпр – промышленные запасы угля в шахтном поле, тыс.т;

Σmо – суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

Σm – суммарная мощность всех разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

Кг – коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки и угла падения пластов.

Коэффициенты Кпл и Кз определяют:

_____ __

Кпл = (no + n - no) / n,

____________

Кз = √ϕ Ам mср/ mсро ,

11

где no – количество одновременно разрабатываемых пластов; n – количество рабочих пластов в шахтном поле;

ϕ – коэффициент, учитывающий степень влияния средней нагрузки на очистной забой.

Для Кузбасса: пологое падение – ϕ = 0,0016; крутое падение – ϕ = 0,002;

Ам – нагрузка на очистной забой, т/мес; тср – средняя мощность пластов в шахтном поле, м.

mср = Σ m / n, м.

mсро – средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле.

mсро = Σ mо / nо, м.

При механизированной выемке на пластах пологого и наклонного падения месячную нагрузку на забой ориентировочно определяют:

Ам = N mсро l r nс γ с, т/мес

где N – количество рабочих дней в месяце (25); l – длина лавы, м (150);

r – ширина захвата комбайна, м (0,63);

nс – количество стружек, снимаемых в сутки (6); γ – плотность угля, т/м3;

с – коэффициент извлечения угля в очистном забое (0,95-0,98). При выполнении расчета количество одновременно отрабатывае-

мых пластов (nо) принять равным 2. Для индивидуальных заданий это

пласты m1 и m2.

Коэффициент влияния глубины разработки и угла падения пластов определяют по формуле

Кг = 1 + Нв / (Нв + Н sin α) ,

где Нв – глубина верхней границы шахтного поля, м (принять в пре-

делах 20-40 м);

Н – размер шахтного поля по падению, м; α – угол падения пластов, град.

12

Суточная производственная мощность равна:

Ас = Аг / 300 , т/сут

где 300 – количество рабочих дней шахты в году.

Окончательно рекомендуется принимать типовое значение производственной мощности (Аг) из следующего ряда: 0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,4; 3,0; 3,6; 4,5; 6,0 млн т в год.

Расчетный срок службы шахты (Тр) равен:

Тр = Zпр / Аг , лет.

Полный срок службы шахты (Т) с учетом периода освоения tо и периода затухания tз составит:

Т = Тр + tо + tз, лет.

Для укрупненных расчетов период освоения проектной мощности (tо) шахты и срок затухания добычи (tз) к концу отработки запасов принимают равными 2-3 годам.

Срок службы шахты мощностью более 1,8 млн т в год рекомендуется принимать не менее 50-60 лет.

3. Система разработки и технология очистных работ

При проектировании системы разработки технология очистных работ рассматривается для пласта согласно индивидуального задания

(см. прил. 1).

Обосновываются способ выемки и степень механизации очистных работ. Выбираются (обосновываются) основные параметры системы разработки: размер выемочного поля по простиранию, рациональная длина очистного забоя, количество забоев в этаже или ярусе, принимаются типовые поперечные сечения подготовительных выработок.

Вычерчивается чертеж системы разработки с нанесением на ней всех подготовительных выработок при полном развитии очистных работ в выемочном поле.

Обосновывается режим работы очистного забоя. Выбираются тип и конструкция механизированной крепи.

13

Определяется действующая линия очистных забоев. При выемке пластов тонких и средней мощности столбовыми или сплошными системами разработки действующая линия очистных забоев для каждого из одновременно разрабатываемых пластов (в нашем случае это пласты m1 и m2) определяется по формуле

hд = Аг Коч / L Σ Ро с, м

где Аг – производственная мощность шахты, т/год ; Коч – коэффициент, учитывающий долю добычи угля из очистных

забоев (Коч = 0,9);

L – скорость подвигания очистных работ, м/год;

ΣРо – суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, т/м2;

с – коэффициент извлечения в забое (0,95-0,98).

Скорость подвигания очистных работ можно определить по фор-

муле

L = 300 r nс Кг,

где r – ширина захвата комбайна, м; nс – количество циклов в сутках.

nс = Ас / l m r γ c,

где m – вынимаемая мощность пласта, м;

Ас – суточная добыча из очистного забоя, т; l – длина очистного забоя, м;

γ – плотность угля, т/м3; Кг – коэффициент, учитывающий горно-геологические условия

(0,85-0,95).

Определяем число действующих забоев по пласту:

n3 = hд / l .

Число действующих забоев по шахте:

n= nз nо .

14

Общая линия очистных забоев равна:

hо = hзш l, м .

Наклонная высота этажа (яруса) составит:

hяр = nл l + Σhц + Σhш , м

где nл – количество лав в ярусе по падению пласта; Σhц – суммарная ширина целиков, м;

Σhш – суммарная ширина штреков, м.

Далее обосновывается технология выемки угля и определяются производительность очистного забоя, длительность производственного цикла и их число в очистном забое.

Обосновываются организация работ в очистном забое, последовательность выполнения производственных процессов с учетом максимального их совмещения во времени и пространстве. Составляется планограмма работ.

Производительность очистного забоя определяется для одного пласта, согласно индивидуального задания.

При применении механизированных очистных комплексов производительность забоя определяется по условиям вентиляции и техническим возможностям очистного оборудования.

По вентиляции:

Qв = 864 Smin Vдоп d , т/сут

qг Кдег

где Smin – минимальная площадь сечения призабойного пространства после посадки или передвижки секции крепи, м2;

Uдоп – допустимая ПБ скорость движения воздуха в очистном забое,

м/с (Uдоп = 4 м/с);

d – допустимая концентрация газа метана в исходящей струе из ла-

вы, % (d = 1 %);

qг – относительная газообильность пласта, т/м3; Кдег – коэффициент дегазации (0,3-0,5).

15

По техническим возможностям производительность (Qком) очистного забоя определяется по формуле

Qсут = nсм Qт Тсм Км, т/сут

где nсм – число добычных смен в сутки, смены (2-3);

Qт – теоретическая производительность комбайна, т/мин; Тсм – продолжительность добычной смены, мин (300); Км – коэффициент машинного времени (см. табл.1).

 

Значение коэффициента машинного времени

Таблица 1

 

 

 

 

 

 

Мощность

Км – коэффициент машинного времени в зависимости

пласта, м

от сопротивления угля резанию, Ар, кН/см

 

до 1,8

1,8-2,4

 

Более 2,4

0,7-1,75

0,55-0,64

0,57-0,68

 

0,6-0,72

более 1,75

0,43-0,58

0,41- 0,61

 

0,45-0,53

Теоретическая производительность комбайна:

Qт = Vт m r γ с, т/мин

где Vт – техническая скорость подачи комбайна, м/мин; m – вынимаемая мощность пласта, м;

γ – плотность угля в массиве, т/м3; с – коэффициент извлечения (0,96-0,97). r – ширина захвата комбайна, м.

Vт =

Руст

, м/мин

60 Нw m rγ

где Руст – устойчивая мощность электродвигателей комбайна, кВт; Hw – энергоемкость процесса разрушения угля, кВт ч/т. Устойчивую мощность для электродвигателей с наружным обду-

вом типа ЭДКО можно принять Руст = 0,7-0,9 Рдл.

Длительные мощности двигателей комбайнов типа 2К52М, 1ГШ68, 2ГШ68, 2КШ3 представлены в табл.2.

16

Таблица 2

Характеристика очистных комбайнов

Тип комбайна

Рдл – длительная

Vmax – максимальная

 

мощность двигателей, кВт

скорость подачи, м/мин

1К101

75

4,5

2К101

125

10

2К52М

80

4,5

1ГШ68

2 × 110

6

2ГШ68

2 × 110

10

КШЗМ

2 × 105

4,5

2КШЗ

2 × 200

10

Значения Hw определяются по формулам, приведенным в табл.3.

 

Таблица 3

 

Энергоемкость процесса разрушения угля

 

 

Мощность

 

пласта, м

Формула расчета энергоемкости процесса разрушения Hw (кВт ч/т) в

зависимости от сопротивления угля резанию Ар (кН/см)

0,7-1,25

Hw = 10,6 - 0, 00134 Ар + 4,423 Ар2

1,26-1,75

Hw = 0,325 - 0,41 Ар + 0,3236 Ар2

1,76-2,25

Hw = 0,01224 + 0, 156 Ар + 0,04967 Ар2

более 2,26

Hw = 0,37 - 0,346 Ар + 0,135 Ар2

При Vт Vmax (см. табл. 2) принимается Vт = Vmax.

Из двух полученных значений производительности очистного забоя Qсут и Qв к дальнейшим расчетам принимается меньшее, так при Qв > Qсут комбайн используется на полную мощность, и большая добыча технически невозможна. При Qв < Qсут действует ограничение по вентиляции.

Добыча угля с одного цикла определяется:

Qц = m r l γ c nп, т

где l – длина лавы, м;

nп – количество вынимаемых полос за цикл, шт. Количество циклов равно:

nц = Qсут / Qц .

17

Краткая техническая характеристика механизированных комплексов приводится в прил.1, табл.4.

4.Проведение подготовительной выработки

Вконтрольной работе рассматривается технология проведения подготовительной выработки согласно индивидуальному заданию

(см. прил.1).

Выбираются форма и размеры поперечного сечения выработки, вид крепи.

Поперечное сечение определяется из условий размещения в нем необходимого оборудования, транспортных средств с соответствую-

щими зазорами и проходом для людей [1,2,3,7].

Вид крепи определяется сроком службы данной выработки. При сроке службы менее 3 лет применяется деревянная крепь, при большем сроке службы – металлическая. Капитальные горные выработки вне зоны влияния очистных работ крепятся монолитным бетоном (срок службы более 12-15 лет).

Сечение выработки принимается с учетом пропускной способности по воздуху. Необходимо выбирать типовое сечение с учетом требований ПБ.

Минимальное сечение выработки по условиям вентиляции опре-

деляется из выражения

Smin = Qв / 60 Uдоп, м2

где Uдоп – допустимая ПБ скорость движения воздуха по выработке, м/с;

Qв = Acут qв Kр, м3/ мин

где Acут - добыча, приходящаяся на данную выработку, т/сут; Кр – коэффициент резерва.

Для стволов – 1,7-2,2, квершлагов 1,45-1,7, полевых и групповых штреков 1,3-1,45, для остальных выработок 1,2-1,35.

qв = q2 / 14,4 d, м3 / т

где qв норма воздуха на 1 т суточной добычи, м3;

q2 – относительная газообильность пласта, шахты, м3 / т;

d – допустимая концентрация рудничного газа в данной выработ-

ке, %.

18

Обосновывается технология проведения выработки, приводятся перечень технологического оборудования, его техническая характеристика (см. прил.1, табл.3, 4).

При проведении выработок буровзрывным способом выбирают тип буровых машин, взрывчатое вещество, средства взрывания, погрузочную машину, перегружатель, транспорт горной массы из забоя, вентилятор местного проветривания.

Дают описание технологических операций, выполняемых в подготовительном забое, последовательность их выполнения.

Описывают вспомогательные рабочие процессы: проходку канавки, устройство временного пути, подвеску кабеля, труб.

Определение размеров поперечного сечения горной выработки трапециевидной формы

Проведение горных выработок осуществляется в соответствии с проектом, который включает в себя установление формы и размеров поперечного сечения, выбор способа и технологических средств проведения, решение вопросов крепления, погрузки и транспорта отбитой массы, проветривания, водоотлива и других вспомогательных работ.

Размеры поперечного сечения выработки (ширина, высота, площадь) зависят от ее назначения, габаритов транспортного и другого оборудования, количества рельсовых путей и количества проходящего по данной выработке воздуха.

Размеры выработки должны строго обеспечивать выполнение требований Правил безопасности (ПБ).

Порядок установления размеров горной выработки

1.Рассчитывается ширина (B) горной выработки в свету на высоте 1,8 м по наиболее выступающим частям подвижного состава.

2.Определяется минимально допустимая по ПБ высота выработки

всвету.

3.Рассчитывается площадь поперечного сечения в свету с учетом принятой формы.

4.Расчетное сечение горной выработки в свету проверяется по условиям безопасной скорости движения воздушной струи.

5.Принимается ближайший больший размер типового сечения из альбома "Унифицированных типовых сечений горных выработок" с определением других предусмотренных параметров.

19

Выбранное типовое сечение вычерчивается и прилагается к расчетным данным.

Расчетные формулы для определения размеров горной выработки

1. Ширина (B) горной выработки определяется из выражения

B = m + n + p + k A,

где B – ширина выработки на высоте 1,8 м;

m – зазор между подвижным составом и крепью с неходовой стороны выработки (он должен быть не менее 250 мм при деревянной и металлической рамной крепи и не менее 200 мм при сплошной бетонной, кирпичной и железобетонной крепи) (см.табл.1);

A – ширина подвижного состава в наиболее выступающих частях (см. табл.2, 3, 4, 5). Для принятия решения сравниваются размеры принятых к эксплуатации вагонеток и локомотивов, или других подвижных сосудов, к расчету принимается наибольший размер;

р – безопасный зазор между подвижными составами (согласно ПБ не менее 200 мм);

n – безопасный зазор для прохода людей на высоте 1,8 м от почвы выработки (согласно ПБ он должен быть не менее 700 мм на прямолинейном участке выработки).

 

 

Таблица 1

Минимальные зазоры на прямолинейных участках выработки

Место зазора

Минимальные зазоры

 

при материале крепи, мм

 

металл,

бетон,

 

дерево

камень

Между крепью и подвижным составом

250

200

То же при наличии прохода для людей

700

700

Между встречными составами по наиболее вы-

200

200

ступающей кромке габарита

 

 

В местах сцепки и расцепки вагонеток,

700

700

перегрузки и погрузки угля с обеих сторон

 

 

В местах посадки людей в пассажирские поезда

1000

1000

по всей длине

 

 

Соседние файлы в предмете Подземная разработка месторождений полезных ископаемых