Пояснительная записка. 1. Характеристика горногеологических условий добычного участка
 Скачать 1.2 Mb.
|
 СОДЕРЖАНИЕ стр. Введение 1. Характеристика горно-геологических условий добычного участка.
оборудования. 3. Расчет скорости подачи комбайна. 4. Проектирование конструкций сопряжений лавы с участковыми выработками. 4.1.Комбайновые ниши. 5. Установление нагрузки на очистной забой. 6. Разработка мероприятий по упрочнению пород непосредственной кровли. 7. Разработка мероприятий по разупрочнению пород основной кровли. 8. Установление графика организации работ в течение суток. 9. Экономика и организация труда в очистном забое. 10. Описание вспомогательных процессов. 11. Мероприятия по технике безопасности и охране труда в очистном забое. Выводы Список использованной литературы. Графическая часть. ВВЕДЕНИЕ. В сложившейся ныне экономической ситуации в угольной промышленности Украины чрезвычайно важно использовать все внутренние резервы и возможности по интенсификации и концентрации производства, которые являются важнейшим условием повышения основных технико-экономичес-ких показателей работы угольных предприятий. С этой целью следует осуществить меры по практическому применению прогрессивных и эффективных технических, организационных и управленческих решений во всех технологических звеньях шахты. Однако начинать это надо с центрального ее звена – очистного забоя, где формируются все основные показатели и которое предопределяет итоговые результаты работы предприятия. Только всесторонне научно-обоснованный, комплексный подход к вопросам техники и технологии очистных работ, организации труда, производства и управления может обеспечить высокие нагрузки на очистные забои при минимальных издержках на добычу угля. Просчеты, допускаемые пи проектировании процессов в очистных забоях, в значительной мере снижают эффективность их работы. Они возникают, как правило, из-за недостаточно полного и объективного учета факторов, определяющих выбор технологической схемы добычного участка. Для грамотного решения названных задач необходимо, чтобы все уровни производства и управления отвечали современным требованиям, а руководители (управленцы) всесторонне знали бы технологию, возможности новой техники, взаимосвязь и взаимообусловленность производственных процессов не только в очистном забое, но и в примыкающих звеньях. Эти знания очень важны при разработке и реализации надежных (достоверных) и высокоэффективных бизнес-планов. 1.Характеристика горно-геологических условий добычного участка. Минимальная мощность пласта – 0,95 м. Максимальная мощность пласта – 1,1 м. Средняя мощность пласта – 1,05 м. Углы падения пласта ׃ -минимальный - 14º ; -максимальный - 16º . Плотность угля в массиве -1,42 т/м3. Сопротивляемость угля резанию – 370кН/м. Категория пород кровли по обрушению – А 4. Категория пород кровли по стойкости – Б3 . Пласт не опасен по внезапным выбросам угля и газа. Пласт опасен по взрыву угольной пыли. Уголь пласта склонен к самовозгоранию. Водоприток в очистной забой 4,5 м3/ч. Ожидаемое относительное метановыделение в выработки проектируемого участка составляет в целом 7 м3/т.с.д., в том числе из пласта 14 м3/т.с.д. Глубина ведения горных работ составляет – 390 м. 2.Выбор типа и типоразмера крепи и выемочно-транспортного оборудования. Согласно данным характеристикам горно-геологическим условиям добычного участка, категория пород по обрушению – А4.Эта категория относится к труднообрушаемой кровле. Для того, чтобы труднообрушаемую кровлю привести к обрушаемой мы произведем „торпедирование”. Мероприятия по упрочнению и разупрочнению кровли опишем ниже. Выбор типа и типоразмера крепи и выемочно-транспортного оборудования производим из таб.6.2 (Практикум по курсу “Процессы подземных горных работ”) сопоставив технические характеристики комплексов с полученным заданием. Исходя из таб.6.2, наиболее нам подходит комплекс1КДД. Таблица 1.Технические характеристики комплекса.
Условие при выборе выполняется для комплекса, данные записываем в табл.2. Таблица 2. – Параметры механизированных комплексов.
Для записанных в табл.2. типов механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования определяем минимально необходимую мощность пласта m1min, м, при которой обеспечивается нормальное функционирование выемочной машины в зоне ее прохода под крепью, по формуле: m1min =  , (2.1)где Нк – высота корпуса выемочной машины от почвы пласта, мм; В1 – толщина перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм; tk – величина подштыбовки завальной боковины конвейера, мм; t1 – высота породной подушки на перекрытии секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм; hy – величина свободного пространства для управления комбайном; hr – величина свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью при изменении гипсометрии пласта, мм; hз = 50 – запас свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью,мм; R1 – расстояние от забоя до наиболее удаленной от него части корпуса комбайна, м. Определяем минимально необходимую мощность пласта m2min, м, при которой обеспечивается допустимая высота прохода людей под механизированной крепью, из выражения: m2min =  , (2.2)где В0, В2 – соответственно толщина основания и верхнего перекрытия секции крепи, мм; Нл = 500 – минимальная высота прохода для людей под крепью, мм; t0, t2 – соответственно высота «штыбовой подушки» под основанием и «породной подушки» на верхнем перекрытии секции крепи, мм; R2 – расстояние от забоя до середины прохода для людей, м. Определяем минимально необходимую мощность пласта m3min, м, при которой обеспечивается работа механизированной крепи без исчерпания ее податливости в условиях максимального опускания пород кровли, по формуле: m3min =  , (2.3)где Нmin – минимальная высота крепи в сдвинутом положении, мм; hp – запас гидравлической раздвижности для разгрузки крепи,мм; для пластов мощностью менее 1 м принимается 30 мм, для пластов большей мощности – 50 мм; R3 – расстояние от забоя до заднего ряда стоек крепи, м. На базе данных заполненной табл.2. устанавливаем типы и типоразмеры механизированных комплексов и входящий в их состав оборудования, которые можно использовать в заданных конкретно горно-геологических условиях. Этими комплексами будут те, которые удовлетворяют условию: mmax ≤ m''max (2.4) mmin ≥ mнmin (2.5) 1КДД : 1,1 ≤ 1,6 0,95 ≥0,74 Условие выполняется. Делаем вывод комплекс 1КДД, можно использовать в заданных конкретных горно-геологических условиях. 3.Расчет скорости подачи комбайна. Для того чтобы определить нормативную нагрузку на очистной забой в заданных условиях необходимо сначала рассчитать скорость подачи комбайна, которая рассчитывается по мощности привода, при значениях сопротивляемости пласта резанию (см. табл.3) определяется путем интерполяции по формуле: Vп.пр = Vп.пр1 -  , (3.1)где m - фактическое значение мощности пласта, м; m1 и m2 - соответственно минимальное и максимальное значения выни- маемой мощности пласта, м (см. табл. 3); Vп.пр1 и Vп.пр2 - значения скоростей подачи комбайна, соответствующие m1 и m2 м/мин (см. табл. 3 ). Таблица 3. – Основные характеристики узкозахватного комбайна РКУ10.
Согласно формуле (3.1) Vп.пр определяются для двух соседних значений Ар (А'р — меньшее и А"р — большее) и обозначаются соответственно V'п.пр1 и V"п.пр2. Определяем скорость подачи комбайна Vп.пр при А'р=3 кН/см: V'п.пр = 9,0 -  = 8,37 м/мин. Определяем скорость подачи комбайна Vп.пр при А"р=4 кН/см: V"п.пр = 7,0 -  = 6,316 м/мин. Интерполяция Vп.пр по сопротивляемости пласта резанию производится по формуле: Vп.пр = V'п.пр1 -  , (3.2) Определяем скорость подачи комбайна по установленной мощности привода и А"р=3,7 кН/см: Vп.пр = 8,37 -  =6,94 м/мин.Составляющая силы резания в направлении подачи комбайна при конкретном значении сопротивляемости пласта резанию А"р=3,7 кН/см, находится путем интерполяция по формуле: Fп = F'п -  , (3.3)где F'п и F"п – составляющие силы резанию в направлении подачи комбай- на, соответствующие А'р и А"р, кН. Fп =85 -  =72,4 кН. Скорость подачи комбайна по допустимом тяговом усилию определяем по формуле: Vп.тяг =  , (3.4)где Fп – составляющая силы резанию в направлении подачи комбайна, Кн; Fт – тяговое усилие подающей части комбайна, Кн; G – вес комбайна, Кн; α – угол падения пласта при работе по простиранию, град. При работе лавами по падению или восстанию принимается равным нулю. Vп.тяг =  =5,57. Так как технически допустимая скорость подачи комбайна - Vп.доп (табл.3) при тяговом усилии Fт = 180 кН составляет 10,0 м/мин, что больше расчетной (5,57 м/мин), то в качестве Vп.тяг принимается скорость равная 5,6 м/мин. Также на скорость подачи комбайна, может влиять скорость крепления комплексно-механизированной лавы Vкр - скорость крепления, м/мин рассчитывается по формуле: Vкр = V'кр · kсх · kуп · kуст (3.5) где V'кр - скорость крепления при последовательной схеме передвижки секций крепи и устойчивых боковых пород, м/мин V'кр=3,0 м/мин; kсх - коэффициент, учитывающий схему передвижки крепи при после- довательной схеме передвижки секций крепи kсх = 1. При приме- нении схем передвижки через 1- 2 секции kсх ориентировочно принимается равным 2; kуп - коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта α.. При работе комплексов по простиранию пласта: kуп =1-0,013 (α-9º) =1-0,013 (16-9) = 0,909 (3.6) kуст - коэффициент снижения скорости крепления при неустойчивых породах; kуст =1 для среднеустойчивых пород. Vкр = 3,0·1·0,91·1 = 2,73 м/мин. Возможная скорость подачи комбайна, ограниченная скоростью передвижения машиниста при выемки угля в лаве Vп.маш: на тонких пластах: при 1,1 ≤ m < 1,3 Vп.маш = 2,3-4,5 м/мин Рабочая скорость подачи комбайна Vп рассчитывается по формуле: Vп = min{ Vп.пр;Vп.тяг; Vкр ; Vп.маш } kв.п, (3.7) где Vп.пр – скорость подачи комбайна, рассчитанная по установленной мощности привода, м/мин; Vп.тяг - скорость подачи комбайна по тяговому усилию, м/мин; Vкр - скорость крепления, м/мин ; Vп.маш - скорость подачи комбайна, ограниченная скоростью передвиже- ния машиниста при выемки угля в лаве , м/мин. Тогда Vп = min{6,94;5,57; 2,73; 3,0 } =2,73 м/мин. Расчет максимально возможной добычи угля в лаве  (т/сут), производится для пласта, указанного в задании, по двум факторам: — по газовому  ; — по производительности выемочного механизма  . 4.Проектирование конструкций сопряжений лавы с участковыми выработками. 4.1 Комбайновые ниши. Выемка угля в лаве осуществляется механизированным комплексом, в состав которого входит комбайн РКУ-10, механизированная крепь КД-90Т, скребковый конвейер СПЦ 163. Лава работает по комбинированной системе разработки. В верхней части лавы отбойными молотками вынимается уголь на бровке штрека, в нижней части лавы отбойными молотками проводится комбайновая ниша. Так как вентиляционный штрек погашается то в выработанном пространстве на краевой части лавы выкладывается один ряд деревянных костров, для повышения охраны откаточного штрека над ним возводится бутовая полоса шириной 8 м. Бровка и ниша штреков крепятся деревянной крепью - стойки впереди и „завале” лавы. Сопряжение лавы с откаточным штреком поддерживается механизированной крепью сопряжения КС-1. В штреках под верхняки арочной крепи установлены стойки усиления. Современные очистные комбайны обеспечивают самозарубку в массив угля и, таким образом, создают лишь предпосылку для безнишевой выемки. Для осуществления ее необходимо выносить привод забойного конвейера на прилегающую к лаве выработку. На пластах склонных к внезапным выбросам угля и газа должна применятся безнишевая выемка. Для этого необходимо посчитать по формуле (4.1) ширину штрека - lш которая будет позволять вынос привода забойного конвейера -  : (4.1) где с – минимальная величина зазора между конвейером и крепью выра- ботки, с=0,7 м;  - ширина става конвейера, =1 м; - длина приводного забойного конвейера, =3,1 м; - ширина выработки, м; - длина вылета исполнительного органа комбайна от его опорныхлыж, =0,65 м.Задаем что длина ниши будет равна нулю  = 0 тогда:   Длина ниши на сопряжении очистного забоя с транспортной выработкой определяется по формуле: Lн= с + bк + lпр - bш – lво (4.2) Где с – min зазор между конвейером и крепью в-ки , м; bк - ширина става конвейера , м; lпр – длина привода забойного конвейера , м ; bш – ширина в-ки в месте сопряжения с лавой , м; lво- длина вылета и. о. комбайна от его опорных лыж, м. Lн= 0,7+1+3,5-2,5-0,7=2 м Далее по установленной ширине выработки выбираем сечение выработки в свету и принимаем ее размеры (Табл.4). Таблица 4.Характеристика выработки.
При сечении выработки 11,2 м² будет достигнуто безнишивая выемка, но для улучшения устойчивости пород кровли, на концевых участках лавы вынимаются бермы длиной 1 м и глубиной 2 м. 5. Установление нагрузки на очистной забой . Количество смен по добыче угля принимаем 3. Пласт опасен по взрыву угольной пыли и самовозгоранию. Первая смена - ремонт оборудования, вторая – добычная, третья – добычная, четвертая смена – производится добыча угля. Так как пласт опасен по взрыву угольной пыли принимаем односторонию схему работы комбайна. Таблица 5. – Исходные данные
Таблица 6. – Нормативные нагрузки на очистной забой оборудованный комплексом 1КДД.
Примечания: 1. Если длина очистного забоя увеличивается до 180 м, то на каждый метр длины забоя после 150 м норматив нагрузки увеличивается на 2,5 т/сут при устойчивой кровле и на 2,0 т/сут при кровле средней устойчивости. Расчетная суточная добыча в лаве не должна быть меньше величины нормативной добычи для заданных горнотехнических условий. Величина нормативной суточной нагрузки на очистной забой:  (5.1)где  - норматив нагрузки на очистной забой, т/сут (см. табл. 6); так какмощность пласта отличается от указанного в табл. 6 значения, то вычисляется по формуле:  (5.2)где  - соответствующие ближайшее меньшее и большее табличныезначения вынимаемой мощности пласта, м; А1, А2 - табличные значения нормативных нагрузок, т/сут; а - поправка к нормативу нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1 м;  - разность длин очистного забоя (принятой и нормативной), м;  - число смен по добыче угля;  - продолжительность смены, мин; γ - плотность горной массы в массиве без учета пресекаемых пород, т/м³;  - коэффициент, учитывающий горно-геологические условия, =0,85 – 0,95; - поправочный коэффициент, вводимый при использовании двухкомбайнов в данном случаи =1;  - поправочный коэффициент, зависящий от срока эксплуатации комплекса: при эксплуатации от 1 до 2 лет =0,9; свыше двух лет=0,85.Рассчитаем нормативную нагрузки на очистной забой, т/сут по формуле (5.2):  =1050 т/сут. Находим нормативную суточную нагрузку на очистной забой по формуле(5.1):  = 927 т/сут. 5.3 Рассчитываем нагрузку на забой по производительности комбайна. Нагрузка на очистной забой (т/сут) по производительности комбайна:  , (5.3)где Тсм - длительность смены, мин; tпз- продолжительность подготовительно-заключительных операций в начале смены (20—30 мин); nсм- количество смен по добыче угля за сутки; lл - длина лавы, м; r - ширина захвата комбайна; m - средняя вынимаемая мощность пласта, м; γ - плотность угля в массиве, м3/т; с - коэффициент извлечения угля в очистном забое (с = 0,98); Tц - длительность (мин) цикла по выемке угля; Tц =tв+уtз+ tк (5.4) где tв - продолжительность (мин) выемки угля комбайном в течение цикла: tв =  , (5.5)где  - суммарная длина ниш, м; Vп - скорость (м/мин) подачи комбайна при выемке угля; Кг = 0,75 - 0,85 -коэффициент готовности выемочного оборудования;  - относительные затраты времени на вспомогательные операции (устранение препятствий на пути комбайна, замена резцов, подтя- гивание кабеля и шланга орошения и другие), отнесенные к 1 м длины лавы, мин/м; К0 = 1,10-1,15 - коэффициент, учитывающий отдых рабочих и непредвиденные простои (по внелавным причинам); у - переменная, принимающая значение 1 при односторонней схеме работы комбайна и значение 0 при челноковой схеме работы комбайна; tз- продолжительность зачистки угля комбайном в течение цикла, мин, определяется по формуле: tз =  , (5.6)где Vпз - скорость, подачи комбайна при зачистке угля, м/мин. Принимать Vпз = 0,8 ·Vдоп= 0,8·10=8 м/мин; Vдоп- максимальная технически допустимая (маневровая) скорость подачи комбайна; tк - длительность концевых операций (мин) рассчитывается на основании регрессионных зависимостей, установленных ДонУГИ: t'к = 55,5+13ln h-1,7ln m-12,8ln lн1, (5.7) t″к = 60,9+1,7ln h+24,2ln m+4,9ln lн2, где h – мощность пород непосредственной кровли, м; t'к = 55,5+13ln 0,5-1,7ln 1,25-12,8ln 1=41,7 мин. t″к = 60,9+1,7ln 0,5+24,2ln 1,25+4,9ln 1=62,1 мин tк = t'к+t″к/2=41,7+62,1/2=51 мин. Определим продолжительность зачистки угля комбайном в течение цикла, мин, по формуле (5.6): tз=  =32 мин.Находим продолжительность выемки угля комбайном в течение цикла по формуле (5.5) : tв =  98 мин.Рассчитаем длительность цикла по выемке угля по формуле (5.4): Tц =98+1·32+51=181 мин. Рассчитываем нагрузку на забой по производительности комбайна. Нагрузку на очистной забой по производительности комбайна ведем по формуле (5.3):  = 1086 т/сут5.4 Расчет нагрузки на забой по газовому фактору. Максимально допустимая нагрузка на очистной забой по газовому фактору:  , (5.8)где  - используемое при расчете значение относительной метанообиль-ности, принимается в зависимости от схемы проветривания участка в данном случае на выработанное пространство, тогда   ;  - расход воздуха (м³/мин), который проходит по выработкам и который можно использовать для разбавления метана до допусти- мой концентрации, Рассчитывается по формуле:  (5.9) - относительная метанообильность лавы, определяются по формуле:  (5.10)где  - относительное метановыделение из разрабатываемого пласта;  - коэффициент дегазации пласта, принимается равным - 0,4, так какбудет производится дегазация пласта путем бурения скважин в пласт;  - коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанногопространство в призабойное пространство лавы. Его величина зависит от системы разработки и схемы проветривания выемочного участка: =1,0 – при столбовой системе разработки; =0,8 – при сплошной системе разработки; =0…0,2 – при комбинированной системе разработки.  - относительное метановыделение из смежных пластов, пропластковвмещающих пород в выработанное пространство;  - коэффициент дегазации источников метановыделения из вырабо-танного пространства принимается равным 0,5 исходя из того что из выработанного пространства действующего очистного забоя отсасывание метановоздушных смесей осуществляется посредством газопровода, проложенного в вентиляционном штреке;  - относительное метановыделение из разрабатываемого пласта в пределах очистного забоя, определяется по формуле:  =14-1,2=12,8 (5.11)k - коэффициент, учитывающий возможность поступления метана из отбитого угля на участковой транспортной выработке в лаву (при последовательном разбавлении вредностей по источникам выделе- ния k = 1, при полном или частичном обособленном разбавлении вредностей по источникам выделения ‚ k = 0).  - относительное метановыделение из отбитого угля при его транспортировании по участковой выработке:  =0,1·14=1,4 (5.12) - максимально допустимая по ПБ средняя скорость движения воздуха в призабойном пространстве, м/с;  - минимальная площадь (м²) поперечного сечения призабойного пространства лавы в свету. Для механизированных комплексов определяется интерполяцией:  (5.13)где Fmin и Fmax- соответственно минимальная и максимальная площадь попе- речного сечения лавы в свету, м²; mmin и mmax - соответственно минимальная и максимальная мощность пласта, вынимаемая комплексом, м;  - коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству, примыкающему к призабойному, принимается равным =1,2.Рассчитаем относительную метанообильность лавы по формуле (5.10):  . (5.10) Затем найдем минимальная площадь (м²) поперечного сечения призабойного пространства лавы в свету по формуле (2.20):  (5.13) Далее находим расход воздуха (м³/мин), который проходит по выработкам и который можно использовать для разбавления метана до допустимой концентрации по формуле (5.9):  (5.9) Теперь допустимая нагрузка на очистной забой по газовому фактору:  ( 5.8 )Для окончательного установления величины нагрузки на очистной забой Ал производится проверка соответствия меньшей из полученных величин min  величине нормативной нагрузки.min ( 1623; 1086) ≥ 1050 Газовый фактор не сдерживает добычу. Кроме того выбранная величина добычи больше нормативной, а это значит, что применять комплекс 1КДД в заданных условиях можно. Таблица 7.- Расчет параметров Qp и qp.
6. Разработка мероприятий по упрочнению пород непосредственной кровли. Эффективное использование механизированных крепей и другого высокопроизводительного оборудования предполагает высокий уровень нагруз-ки на очистной забой. Это может быть обеспечено только при условии достаточной устойчивости пород кровли, т.е. такой, при которой в результате их обнажения, создаваемого существующими средствами выемки угля и крепления лавы, сохраняется необходимое равновесие без образования вывалов. Согласно заданию, непосредственная кровля представлена устойчивыми породами, а основная – труднообрушаемыми, тогда производить мероприятия по упрочнению пород непосредственной кровли не нужно, поскольку мы проводим мероприятия по разупрочнению основной кровли. На поведение пород непосредственной кровли, которое характеризуется ее склонностью к разрушению и обрушению в призабойное пространство влияет широкий комплекс естественно-геологических и технологических факторов. Основными из них являются: состав и механическая прочность пород, степень их нарушенности слоистостью и трещиноватостью, площадь и продолжительность обнажения кровли до установки крепи. Породы категорий Б4 и Б5 являются устойчивыми, однако примерно в половине всех действующих очистных забоев, кровли которых отнесены к этим категориям, встречаются выходы менее устойчивых пород на отдельных участках лав. С увеличением глубины разработки частота появления зон со слабыми трещиноватыми породами возрастает. | ||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
