пп. ПЗ. Курсовой проект Дисциплина Система разработки пластовых месторождений
![]()
|
Определение суточной нагрузки на очистной забой Для принятого вида механизации очистной выемки суточная нагрузка на очистной забой принимается, исходя из значения нормативной нагрузки, которое определяется в соответствии с рекомендациями, изложенными в источнике [6]. При этом нормативная нагрузка на очистной забой Ан (т/сут) с учетом горно-геологических и горнотехнических условий отработки выемочного участка рассчитывается по формуле: ![]() где Ао - табличный норматив нагрузки на очистной забой, т/сут. Для принятого типа выемочного оборудования определяется с использованием данных, приведенных в приложении Г методических указаний. А1, А2 - табличные нормативы нагрузки, соответствующие нижнему и верхнему пределам применения выемочной машины по мощности пласта, т/сут; m1, m2 - нижний и верхний пределы применения выемочной машины по мощности пласта, м; псм - количество смен в сутки по добыче угля; Тсм - продолжительность смены по добыче угля, мин; у - плотность угля в массиве, т/м3; кК - коэффициент, учитывающий выемку угля в очистном забое двумя комбайнами. При вынимаемой мощности пласта m<1,20 м — кк=1,3; m=1,21-1,60 м — кк=1,2; m>1,61 м кк=1,15; кд.л - коэффициент, учитывающий отличие фактического значения длины очистного забоя от значения длины очистного забоя, которое было принято при расчете табличного норматива нагрузки (см. примечания в приложении Г). Значения кд.л для лав с узкозахватной выемкой при различных значениях скорости выемки Ve приведены в табл. 2.1 М.У. кг.ф - общий коэффициент снижения нормативной нагрузки из-за осложняющих горно-геологических факторов: ![]() к1 - коэффициент, учитывающий наличие дизъюнктивных нарушений. Для очистного забоя с механизированным креплением на пласте мощностью до 1,2 м и для очистного забоя с индивидуальным креплением независимо от мощности пласта при длине нарушения, составляющей до 25% длины очистного забоя, к1 = 0,8; при длине нарушения, составляющей более 25% длины очистного забоя, к1 = 0,7. l - длина очистного забоя, м; h - амплитуда нарушения, м; ![]() ![]() к2 - коэффициент, учитывающий наличие "ложной" и неустойчивой непосредственной кровли, уменьшение мощности пласта. При длине нарушения, составляющей до 10% длины очистного забоя, к2 = 0,9; при длине нарушения, составляющей до 25% длины очистного забоя, к2 = 0,8; при длине нарушения, составляющей более 25% длины очистного забоя к2 = 0,7; к3 - коэффициент, учитывающий поступление воды в очистной забой. При поступлении воды в очистной забой до 5 м3/ч к3 = 0,85; более 5 м3/ч — к3 = 0,7. ксс - коэффициент, учитывающий срок службы оборудования очистного забоя. Для механизированных крепей устаревших типов со сроком эксплуатации от одного года до двух лет ксс = 0,9; со сроком эксплуатации более двух лет кс.с = 0,85. При этом общий коэффициент, учитывающий сложные горногеологические условия ведения очистных работ, кг.ф не должен быть меньше 0,3. ![]() ![]() При больших объемах газовыделения на участке нагрузка на очистной забой может ограничиваться условиями проветривания. Поэтому в проекте необходимо определить максимально допустимую нагрузку на очистной забой по газовому фактору. Расчет ее значения производится в соответствии с рекомендациями "Руководства по проектированию вентиляции угольных шахт" [7] по формуле ![]() где qp - используемое при расчете значение относительной метанообильности, м3/т; Ар - планируемая нагрузка на очистной забой, т/сут (принимается, исходя из рассчитанного выше значения нормативной нагрузки); Qp - расход воздуха, который можно использовать для разбавления метана до допустимой концентрации, м3/мин ![]() Vmax - максимально допустимая средняя скорость движения воздуха в призабойном пространстве, м/с. Принимается равной 4 м/с, согласно требований ПБ (табл. 1, Приложение 4) [17]; ко.з - коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству, непосредственно прилегающему к призабойному. При полном обрушении кровли и наличии в непосредственной кровле песчаников, песчаных или глинистых сланцев принимается соответственно равным 1,3; 1,25 и 1,2; при плавном опускании, частичной и полной закладке выработанного пространства значения его будут соответственно равны 1,15; 1,10 и 1,05. FOч - минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства лавы в свету, м2. Для механизированных крепей значение FO4 принимается по характеристике комплекса (соответствующие значения приведены в [7] и в приложении Д). В том случае, если заданное значение мощности пласта m не совпадает с табличным значением, расчет FO4 производится методом интерполяции по формуле ![]() кз - коэффициент, учитывающий загроможденность призабойного пространства. Принимается ориентировочно равным 0,9; bmin - минимальная ширина призабойного пространства лавы, м. Принимается согласно паспорту крепления и управления кровлей; ![]() ![]() qоч - относительная метанообильность лавы, м3/т. При применении дегазации источников метановыделения определяются по формуле: ![]() qm - относительное метановыделение из разрабатываемого пласта, м3/т; кд.пл - коэффициент дегазации пласта. Принимается в пределах 0,2-0,4; кв.п - коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства лавы в призабойное. Для схем с направлением исходящей струи воздуха из лавы на массив кв.п=1; для схем с направлением исходящей струи воздуха из лавы на выработанное пространство и с охраной участковой вентиляционной выработки кострами, бутокострами, бутовой или литой полосой с окнами (каналами) или сплошной бутовой полосой шириной до 5 м кв.п=0; в иных случаях 0< кв.п< 1; qв.п - относительное метановыделение в выработанное пространство из смежных пластов, пропластков и вмещающих пород, м3/т; кд.в.п - коэффициент дегазации источников метановыделения в выработанное пространство. Принимается в пределах 0,3-0,5; q’пл - относительное метановыделение из отбитого угля в пределах очистного забоя, м3/т: q'пл = qm - qmp; q'пл = 8,6-5,7 = 2,9 м3/т qmp - относительное метановыделение из отбитого угля при его транспортировании по участковой выработке (м3/т): qmp = (0,1/0,15)qпл, qmp = (0,1/0,15)*8,6 = 5,7 м3/т k - коэффициент, учитывающий возможность поступления метана из отбитого угля при его транспортировании по участковой транспортной выработке в лаву. При поступлении метана из транспортной выработки со свежей струей воздуха в лаву k=1, при отсутствии поступления — k=0. ![]() ![]() Параметры очистного забоя Окончательная длина лавы и скорость ее подвигания выбираются, исходя из определенного выше значения нагрузки на очистной забой. Эти три величины связаны между собой следующим соотношением ![]() где 1л - длина лавы, м; Vсут - суточное подвигание очистного забоя, м/сут; m - мощность пласта, м; у - плотность угля, т/м3; c - коэффициент извлечения угля из очистного забоя, c=0,95-0,98. Так как значение длины лавы в первом приближении принимается при выборе средств механизации выемки угля, то из формулы можно ориентировочно определить суточную скорость подвигания очистного забоя: ![]() ![]() Далее определяется число выемочных циклов в сутки при работе комбайна (число передвижек крепи при работе струговой установки): ![]() где r - ширина захвата комбайна (шаг передвижки крепи при работе струговой установки), м. ![]() В целях лучшей организации работ необходимо планировать целое число циклов в сутки, поэтому полученная величина пц округляется до ближайшего целого значения, и затем рассчитывается окончательное значение длины лавы: ![]() ![]() После этого определяется плановое годовое подвигание очистного забоя, которое потребуется для дальнейших расчетов при построении календарного плана отработки пласта: ![]() где N - число рабочих дней в году, N=300 дней; кг - коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы, кг=0,85-0,95. ![]() Основной и вспомогательный транспорт по участковым выработкам 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. Выбор места расположения, площади сечения, вида крепи и способа охраны участков подготовительных выработок Направление проведения выработок от магистрального транспортного штрека до главного вентиляционного (так как угол падения пласта не превышает 18 ![]() Способ подготовки длинных столбов к выемке 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. Технико-экономическое сравнение вариантов системы разработки 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 ![]() Z – запасы угля в выемочном поле, т. Для комбинированной системы разработки (столбовой со сплошной со схемой 1-В) суммарные затраты на проведение (сооружение) горных выработок в пределах блока принимают вид ![]() Где ![]() ![]() ![]() Общие затраты на проведение какой-либо выработки могут быть записаны следующим образом: ![]() Где ![]() ![]() 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. 3.1 [1]: Условные обозначения к табл. 3.1 ![]() ![]() ![]() ![]() Таблица 3.1 – Формулы для определения полной стоимости проведения 1м горной выработки
![]() ![]() F – площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, ![]() η – отношение площади забоя по углю к полному сечению выработки в свету крепи; ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() ![]() Для ветрикальных ![]() ![]() Где ![]() ![]() ![]() n – количество рельсовых путей в выработке |