- •1 Загальна характеристика району розташування підприємства
- •2 Характеристика геологічної гідрографічної ситуації родовища
- •2.1 Геологическая изученность и степень разведанности шахтного поля (месторождения района)
- •2.2 Тектоника месторожления
- •2.3 Характеристика качества угольных пластов
- •2.4 Стратиграфия и литология
- •2.5 Гидрогеологическая характеристика.
- •2.6 Подсчёт запасов по блокам
- •3 Технології та обладнання, що застосовуються на підприємстві.
- •3.1 Особливості розробки родовищ.
- •3.1.2 Розтин родовища.
- •3.1.3 Капітальні і подготовчі гірничі виробки. Підготовчі роботи.
- •3.1.4 Очисні роботи.
- •3.1.4.1 Гірничо-геологічний прогноз проектованої ділянки пласта l2 '
- •3.1.4.2 Вибір технології та комплексної механізації очисних робіт
- •3.1.4.3 Вибір типу виїмкових машин
- •3.1.4.4 Вибір кріплення сполучення
- •3.1.4.5 Розрахунок можливого добового навантаження на очисний забій. Вибір планового навантаження на лаву
- •3.1.4.6 Заходи безпеки при веденні очисних робіт у лаві
- •3.1.4.7 Технологія очисних робіт
- •3.1.4.8 Режим роботи і організація робіт
- •3.2 Водовідлив
- •3.3 Транспорт
- •3.4 Провітрювання гірничодобувного підприємства
- •Vоч. – проветриваемый объем очистной выработки, м3;
- •3.5.1 Заходи щодо обезпилювання повітря
- •3.5.2 Пожежний захист
- •3.5.3 Правіл безпеки у вугільних шахтах
- •3.5.4 Періодичність та обсяг перевірок стану протипожежного захисту шахт
- •3.5.5 Додаткові вимоги до протипожежного захисту шахт, що розробляють пласти вугілля, схильного до самозаймання
- •4 Удосконалення технології використання шахтної породи для возведення штучних споруд в умовах підприємства
- •4.1 Умови застосування закладки виробленого простору матеріалами з шахтної породи
- •4.2 Аналіз стану технології утилізації відходів здобичі і збагачення вугілля
- •4.2.1 Закордонний досвід
- •4.2.2. Вітчизняний досвід
- •4.3 Технологічні схеми залишення шахтних порід в підготовчих виробленнях
- •4.3.1. Технологічна схема залишення породи в шахті з використанням скрепера
- •4.3.2. Технологічна схема залишення породи в шахті за допомогою конвеєра і скрепера
- •4.3.3 Технологічна схема залишення породи за допомогою метальної установки
- •4.3.4 Технологічна схема залишення породи за допомогою метальної установки і вантажної машини
- •4.3.5 Технологічна схема залишення породи за допомогою бункерного поїзда
- •4.3.6 Застосування технологічної схеми залишення породи в шахті із застосуванням комплексу закладних засобів
- •4.3.6 Технологічна схема залишення породи в шахті із застосуванням пересувного закладного комплексу
- •4.3.9 Технологічна схема закладних робіт при погашенні вироблень з використанням комплексу «Титан-1»
- •4.4.Технологічна схема з веденням очисних робіт агрегатом ак-3 і подачею породи у вироблений простір комплексом «Титан-1»
- •4.4.1 Технологічна схема з веденням очисних робіт агрегатом ак-3 і з подачею породи у вироблений простір із застосуванням конвеєра ср-70
- •4.5 Похідні гірничо - технічні та гірничо - технологічні показники роботи лави
- •4.5.1 Розрахунок гірничо - технічних та гірничо - технологічних показників роботи лави при впровадженні системи відробітку пласта з повним закладанням виробленого простору
- •4.5.4 Розрахункові параметри повної закладки виробленого простору
- •4.5.5 Розрахунки експлуатаційних витрат
- •4.5.6 Нарахування на заробітну платню
- •4.5.7 Розрахунок витрат на техніку
- •4.5.8 Розрахунок витрат на електроенергію та пневмоенергію
- •4.5.9 Розрахунок необхідних витрат на матеріали
- •4.5.10 Розрахунок собівартості вугілля по запропонованому технологічному рішенню
- •4.6 Порівняння та вибір раціональної схеми ведення очисних робіт
- •5 Еколого-економічні та соціальні наслідки технологічних рішень при впровадженні технології видобутку вугілля із повним закладанням виробленого простору
- •5.1 Розрахунок експлуатаційних витрат на закладання виробленого простору
- •5.2 Екологічний ефект від впровадження технологічної схеми з повним закладанням виробленого простору та його економічне значення
- •5.3 Економічний та загальний еколого-економічний ефект від впровадження технологічної схеми з повним закладанням виробленого простору
- •Висновки
- •Перелік посилань
3.4 Провітрювання гірничодобувного підприємства
Згідно з наказом Селідовською держінспекції з охорони праці № 5 від 14.01.99 і Донецкого округу Держнаглядохоронпраці України № 36 від 18.01.99 шахта не газова, тому дегазація шарів не передбачається, навантаження на очисні вибої по газовому фактору не обмежується.
У дипломному проекті для провітрювання північній панелі на вентиляційному стовбурі шахти «Курахівська» для подальшої експлуатації зберігається вентиляторна установка ВЦ-31, 5М, що складається з робочого та резервного вентиляторів (Qном = 7500 м3/хв, Qф = 5700 м3/хв). Привід кожного вентилятора від синхронного двигуна СДВ-15-39-10, 800 кВт, 600 об / хв. З 2004 року вентилятор працює з ККД 0,84. Вентилятор працює на максимумі технічних можливостей, тому поліпшення провітрювання північній панелі шахти за рахунок збільшення швидкості обертання або зміни кута нахилу лопаток стає неможливим.
Свіжий струмінь повітря в північну панель шахти «Курахівська» надходить по допоміжному стовбуру № 1 пласта l2 ', далі по першому корінному штреку пласта l2', людському і вантажному ходку ухилу № 7 пласта l2 'і по вантажному і людському ходку північного польового ухилу (СПУ ). Через квершлаги і штреки свіжий струмінь потрапляє в лаву і далі по штреку виходить на північний польовий ухил. Випуск вихідного струменя по конвеєрній виробці в даному випадку не суперечить ПБ, так як шахта не газова. Потім вихідний струмінь через похилий квершлаг горизонту мінус 400 м і ухил № 7 пласта l2 'виходить на вертикальний вентиляційний ствол.
Ухил № 7 пласта l2 'на даний момент знаходиться в поганому стані і потребує капітального ремонту, що, безсумнівно, негативно впливає на провітрювання всієї панелі. Після проведення вентиляційної виробки пласта l2 'від північного польового ухилу безпосередньо до вертикального вентиляційного стволу скоротиться довжина виробок, по яких йде вихідний струмінь, зменшиться кількість вентиляційних споруд, а, отже, і витоку свіжого струменя на вихідну. Це дозволить поліпшити провітрювання виробок північній панелі.
У лавах найбільш прийнятною є возвратноточная схема провітрювання.
Провітрювання тупикових виробок і прохідницьких вибоїв здійснюється за допомогою вентиляторів місцевого провітрювання ВМ-67, ВМ-8.
Проэкт проветривания выемочного участка 11 южной лавы II панели пл. I2’
Исходные данные:
Схема разработки – комбинированная
Схема проветривания лавы – 1-М-Н-г-пт
Средняя добыча, при которой определяется фактическое выделение
углекислого газа – Аф- 500 т/сутки
Длина очистной выработки, для которой рассчитывается ожидаемое
выделение метана – Lоч. р. = 240 м
Длина очистной выработки, для которой определено фактическое
газховыделение – Lоч. ф. = 170 м
Планируемая добыча угля – Ар= 667 т/сутки
Время проветривания очистной выработки
после взрывных работ – Т=15 мин.
Масса одновременно взрывных работ
ВВ по углю – В=9,4 кг.
Коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающему к призабойному – Ко.з. – 1,20
Наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке чел. – 20чел.
Площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной
выработки – Sоч. = 2,4 м2
Вынимаемая мощность m – 0,80 м2
Оптимальная скорость воздуха в призабойном пространстве лав – Vопт. =0,25 м/сек.
Температура воздуха в очистной выработке – Т= 24 С0
Относительная влажность в очистной выработке –W= 92 %
Минимально допустимая скорость воздуха в очистной выработке Vmin.= 0,55 м/сек.
Максимально допустимая скорость воздуха в очистной выработке Vmax.= 4,0 м/сек.
Допустимая согласно ПБ концентрация метана в исходящей из очистной выработки вентиляционной струе – С=1 %
Концентрация метана в поступающей в очистную выработку
вентиляционной струе – Со = 0,5 %
Коэффициент, учитывающий изменение системы разработки – Кс.р.= 1,0
Расчет расхода воздуха для проветривания очистной выработки 11 южной лавы II панели пл. I21
Расход воздуха необходимый для проветривания очистной выработки, рассчитывается по выделению метана, углекислого газа, газов образующихся при взрывных работах, по числу и проверяется по допустимой скорости воздуха.
Прогноз ожидаемой метанообильности по природной метаноносности угольных пластов, среднее абсолютное метановыделение из очистной выработки (Iоч. м3/мин.) рассчитывается по формуле (3.15)
Аоч. · qоч.р
Iоч. = (3.15)
1440
где: Аоч. – среднесуточная добыча из очистной выработки (выемочного участка), т;
Аоч. = Iоч. · Vоч. · mв · Y · Кn (3.16)
Iоч. – длина очистного забоя, для которого рассчитывается ожидаемое метановыделение, м; принимается по проекту;
qоч.р – ожидаемое метановыделение (по данным геолого – разведочного отчета от 17.06.2003г. природная газоносность пласта l21 и вмещающих пород составляет – 0,0);
Vоч. - скорость подвигания очистного забоя, т/сут;
Y – плотность угля, т/м3;
Кn- коэффициент извлечения угля, доли ед.; принимается по проекту (Кn= 0,7).
Аоч. = 240 · 1,6 · 0,8 · 1,4 · 0,7 = 301 т
301 · 0,0
Iоч. = = 0,0
1440
1. Расход воздуха для очистной выработки по выделению метана рассчитывается по формуле (6.3).
100 · Iоч · Кн
Qоч. = -------------------- (3.17)
С – С0
где: Iоч – среднее ожидаемое метановыделение;
С – допустимая согласно ПБ концентрация метана (углекислого газа) в исходящей очистной выработки вент. струе, %;
С0 – концентрация газа в поступающей на выемочный участок вент. струе, % (определяется для выработок действующих шахт по результатам измерений);
Кн - коэффициент неравномерности метановыделения (углекислого газа), доли ед.; значения коэффициента определяется по формуле (3.18) , а выделения углекислого газа – принимается равным 1,6.
Кн = 1,94 · I-0,14; Кн = 1,94 · 0,0-0,14 = 0,0
100 · 0,0 · 0,0
Qоч. = -------------------- = 0,0 м3/мин.
1,0 – 0,0
Прогноз углекислотообильности по степени метаморфизма угля выемочного участка (Iуч.уч., м3/мин) определяется как сумма газовыделений из очистного забоя (Iоч.уч., м3/мин) и из выработанного пространства (Iв.п.уч., м3/мин) с учетом газовыделения из подземных вод по формуле
Iуч.уч. = Квод. · (Iоч.уч. + Iв.п.уч.) (3.17)
где: Квод. – коэффициент, учитывающий выделение углекислого газа из подземных вод (принимается равным – 1,0)
Iоч.уч. = 6,1· 10-3 · U25 · Кm.м. · Кn.с. · Lоч. · mв· Vоч.0,25 (3.18)
U25 – константа, характеризующая химическую активность угля на данном горизонте по отношению к кислороду воздуха, см3/г.и.;
U25 = 7,7 · 10-3 · (1 + 3,6 · 10-2 · F + 8,31 · 10-3 · F2 ) (3.19)
F - содержание в угле компонентов группы фюзинита, % (F=11%)
U25 = 7,7 · 10-3 · (1 + 3,6 · 10-2 · 11 + 8,31 · 10-3 · 112 ) = 0,02
Кm.м., Кn.с. - коэффициенты, учитывающие влияние на выделение углекислого газа температуры массива угля на глубине проведения выработки.
Кm.м.= exp [0,025 · (tn - 25) ] (3.20)
tn - температура пород на глубине проведения выработки, С0; (tn = 26,5)
Кm.м.= exp [0,025 · (26,5 - 25) ] = 1,04
6,47 6,47
Кn.с. = 0,54 + ; Кn.с. = 0,54 + = 1,1
F + 1 11 + 1
mв - вынимаемая полезная мощность пласта, м (mв=0,8м);
Vоч. – скорость подвигания очистного забоя, м/сут. (Vоч.=1,6 м/сут.);
Lоч. – длина очистного забоя, м (Lоч.=240м).
Iоч.уг. = 6,1· 10-3 · 0,02 · 1,04 · 1,1 · 240 · 0,8 · 1,60,25 = 0,03 Iв.п.уг. = 15,6 · 10-6 · U25 · Кm.м. · Кn.с. · Кин. · Lоч. · mв· Кэ.п. · Vоч.0,25 · ℓв.п.0,75 (3.21)
Кин. - коэффициент, учитывающий интенсивность проветривания выработанного пространства;
Кин. = 1 + 120 · Vср.2 exp (-5 · Vср.) (3.22)
Vср. – скорость воздуха в выработанном пространстве, м/мин.;
60 · Vmax · Sоч.min · (Кут.в. - 1)
Vср. = ---------------------------------------------- (3.23) Кут.в. · ℓв.п. · mв.пр.
где: Vmax – максимально допустимая согласно ПБ скорость воздуха в очистной выработке, м/с (Vmax = 4 м/с);
Sоч.min - минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м2; определяется в соответствии с разделом 6. (Sоч.min = 2,4 м2)
mв.пр. - вынимаемая мощность пласта с прослойками, м (mв.пр.= 1,15)
Кут.в. - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка (Кут.в. =1,25)
60 · 4 · 2,4 · (1,25 - 1)
Vср. = --------------------------------- = 0,42 м/мин.
1,25 · 240 · 1,15
Кин. = 1 + 120 · 0,422 exp (-5 · 0,42) = 3,6
Кэ.п. - эксплуатационные потери угля в пределах выемочного участка (Кэ.п.= 3,4)
Iв.п.уг. = 15,6 · 10-6 · 0,02 · 1,04 · 1,1 · 3,6 · 240 · 0,8 · 3,4 · 1,60,25 · 2400,75=0,06
Iуч.уг. = 1,0 (0,03 + 0,06) = 0,09
2. Расход воздуха по выделению углекислого газа
100 · Iоч · Кн
Qоч. = -------------------- ; (3.24)
С – С0
100 · 0,09 · 1,6
Qоч. = -------------------- = 29 м3/мин.
0,5 – 0,0
Поскольку в данном случае нагрузка на лаву не ограничивается газовым фактором, принимаем схему проветривания по первому типу. Условия работы в 11 южной лаве пл. l21 II панели не ограничивают ведение работ по условию выбросоопасности, пожароопасности, скопление метана.
Принимаем схему проветривания 1-М-Н-г-пт. Схему проветривания выемочного участка проверяем по опасности местных скоплений метана.
1434 · Iв.n. · S
Ко = ------------------------------- < 1 (3.25)
Qуч.1,5 · ( Кут.в. – 1 )1,5
Кут.в.
По результатам расчета произведенного по методике подраздела 3.3. значение Iв.n. принимаем равным – 0,0
1434 · 0,0 · 11,2
Ко = ------------------------------- = 0,0 < 1
2991,5 · ( 1,25 – 1)1,5
1,25
3. Расчет по газам образующимся при взрывных работах для очистных забоев типа лав выполняется по формуле (6.11)
34
Qоч. = -------- · Вуч. · Vоч. · Ко.з. (3.26)
Т
где: Т – время проветривания выработки, принимается согласно ПБ;
Вуч. – масса одновременно взрываемых ВВ по углю, кг;
Ко.з.- коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающий к призабойному; принимается по табл. 6.4 (для условий 11 южн. лаве пл. l21 II панели Ко.з. = 1,20)