Технология отработки крутопадающего пласта. АНЩ курсов проект. Целью проекта является

• Название: Целью проекта является
• Анкор: Технология отработки крутопадающего пласта
• Дата: 26.01.2023
• Размер: 58.03 Kb.
• Имя файла: АНЩ курсов проект.docx
• Тип: Документы; #906362

Введение

Уголь- это единственное энергетическое сырье ,запасов которого потенциально достаточно для обеспечения энергетической безопасности государства ,содействия развитию металлургической промышленности .

В структуре мировых запасов органического топлива на уголь приходиться-67% ,нефть-18% и на природный газ-15%.

Однако угольная промышленность Украины, если судить по экономическим, финансовым , техническим и социальным показателям находиться в кризисе .

Для достижения намеченных целей угольная промышленность сосредотачивает свои усилия на трех главных направлениях : комплексной механизации и авторизации производительных процессов . создают предпосылки для выемки угля без постоянного присутствия рабочих в очистном забое , облегчают и улучшают условия труда , способствуют повышения производительности труда ; опережающим развитии добычи угля открытым способом главным образом на востоке страны ; значительном увеличении производительности труда на основе широкого внедрения в производство достижений науки и техники ,прогрессивной технологии , передового опыта ,научной организации труда , развертывания социалистического соревнования поиска и максимального использования резервов , а также систематического повышения резервов повышения общеобразовательного уровня и профессионального мастерства рабочих.

Дальнейшее совершенствования системы среднего специального образования, улучшения качества подготовки специалистов является важной политической и социально-экономической задачей.

Целью проекта является:

Рассчитать запасы шахтного поля и срока службы шахты, выбрать способ подготовки и схемы вскрытия шахтного поля , способ управления кровлей , средства комплектной механизации к очистным работам , системы разработки и расчет элементов, и т.д.

Раздел-1

Расчет запасов шахтного поля из срока службы шахты .

Каждому шахтному полю составляют определенные угольные запасы .Различают балансовые и забалансовые запасы.

Балансовые – это запасы разработка которых экономически целесообразна.

По качеству полезного ископаемого они соотвествуют требованию их промышленного использования . Условия залегания их пригодных для добывания при современном уровне техники .

Забалансовые - временно не используемые из-за их низкого качества или несовершенство современной техники . При разработке шахтного поля часть балансовых запасов теряется при транспортировке в целиках. Величина этих потерь оценивается в процентах .

Потери делятся на три группы :

1-общешахтная(потери в охранных целиках.)

2-потери в геологических нарушениях.

3-эксплутационные потери.

Часть балансовых запасов которая может быть выдана на поверхность называется промышленным запасами.

Потери в барьерных целиках определяют по формуле:

Z=100(S+H)γ

Где:

S-размер шахтного поля по простиранию , м.;

H-размер шахтного поля по падению;

∑_m=м1+м2+м3-сумарная мощность пласта, м;

γ- плотность угля т/м³;

1. 
   Z=100х(6800+1400)х4,1 х1,22=3601440 т.
   

Охранные целики оставляют для предотвращения разрушения технологичного комплекса на поверхности промышленных зданий и сооружений ,природных объектов

Потери в охранных целиках условно составляют 2-4% от балансовых запасов т.е

Z₂=(0,02—0,04)Z_б

Балансовые запасы составляют :

Z_б=SH∑_m γ, м.;

Где:

S-размер шахтного поля по простиранию , м.;

H-размер шахтного поля по падению;

∑_m-суммарная мощность разрабатываемых пластов.

γ - плотность угля т/м³;

2. 
   Z₂=0,22 х 47619040 = 952380,8 т.
   

(3) Z_б=6800 х 1400 х 4,1 х 1,22 = 47619040 т.

Потери в целиках в близи геологических нарушений определяется характером и числом нарушений .

Их величина ориентировочно равна:

Z₃=(0,01—0,015) Z_б ,т

(4) Z₃=0,03 х 47619040 = 1428571,2 ,т.

Величина общешахтных потерь и потерь в целиках у геологических нарушений составляет :

Z¹ = Z + Z₂ + Z₃, т.

(5) Z¹=3601440 + 952380,8 + 1428571,2 = 5982392 т.

Эксплуатационные потери включают потери в целиках у горной выработки, потери отбитого угля в забое при транспортировке.

Z_э=( Z_б- Z¹)К_п , т.

Где:

К_п - коэффициент потерь (0,08—0,12),зависит от мощности пласта. Для пластов тонких К_п=0,08—0,1;

(5) Z_э=(47619040 - 5982392) х 0,1 = 4163664,8 т.

Суммарные потери составляют:

Z_п= Z¹ + Z_э т.

(7) Z_п=5982392 + 4163664,8 = 10146057 т.

Промышленные запасы составляют:

Z_пр= Z_б - Z_п т.

(8) Z_пр=4761940 – 10146057 = 37472983 т.

Расчетный срок службы шахты:

Т_р= лет.

Где: Аг - годовая производственная мощность шахты.

При проектировании применяется по стандартному ряду 0,6; 0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,4; 3,0; 3,6; 4,5 млн/т в год.

(9) Т_р= лет.

Время на развитие затухающих горных работ:

t =3,2 + 2,6 х Аг лет.

(10) t =3,2 + 2,6 х 1,2 = 6,32 года.

Полный срок службы шахты с учетом времени по развитию затухания горных работ :

Т_п= Т_р + t лет.

(11) Т_п=31,227486 + 6,32 = 37,52 года

Получаем 37,52 года –срок службы шахты и округляем его до 38 лет.

Раздел-2

Шахтное поле при его отработки ,как правило делят на более мелкие части , Так например при разработке пологих пластов шахтного поля по линии падения делят на 2; 3;и даже 4;примерно равные части (ступеней или горизонта ) размеры которых обычно не превышают 1000-1200. Границей между горизонтами является главный откаточный штрек ,второй границей для верхнего и нижнего горизонтов является одна из границ шахтного поля.

Часть шахтного поля ,расположенная выше главного откаточного штрека, называется полем по восстанию ,а расположенная ниже откаточного штрека –полем по падению. Поля по восстанию и по падению обслуживается соотвественно бремсбергу и уклонами. В связи с этим их также называют бремсберговыми и уклонными полями.

Каждый из горизонтов дополнительно в зависимости от геологических, технических и экономических факторов делят также на этажи, панели, блоки или столбы по падению пласта. Иногда применяют комбинированный способ подготовки шахтного поля.

Этажный способ подготовки - если пласт в пределах горизонта или шахтного поля делят по падению на участки ,взятые по простиранию то таки участки называют этажными.

Панельный способ подготовки - если пласт в пределах горизонта или шахтного поля делят по простиранию на участки , вытянутые по падению от верхней до нижней границы.

Блоковый способ подготовки - если пласт в пределах шахтного поля, горизонта или этажа имеющая сеть вентиляционных выработок, обеспечивающих независимое секционное проветривание очистных и подготовительных забоев, расположенных в ее пределах.

Погоризонтный способ подготовки - горизонт, рассматриваемый как один этаж горизонтами которого является главный откаточный и вентиляционный штреки, делят на выемочные столбы вытянутые по восстанию пласта от нижней до верхней границы. В каждом столбе размещают одну или две лавы. В забое которых расположены по простиранию и перемещаются по падению или по восстанию пласта.

Комбинированный способ-это если пласт в пределах отдельных горизонтов шахтного поля (или одного горизонта) делят на части различными способами.

Теоретически отработка этажей в шахтном поле возможна как с верху в низ так и с низу в верх , то есть в исходящем или восходящем порядке. Отработку этажей в восходящем порядке в бремсберговой части шахтного поля применяют редко и только в том случае, когда допускается возвратноточная схема проветривания, при которой исходящая струя по людским ходам движется в низ. Панели в шахтном поле также отрабатывается в определенном порядке. На пологих пластах панели в бремсберговом поле следует отрабатывать в последовательном направлении от центра шахтного поля по границам тоесть прямым ходом, а в уклонном поле в обратном напровлении. Отработка же уклонных панелей обратным ходом возможно без дополнительных затрат. Так как к концу работ в бремсберговом поле главный откаточный штрек будет уже проведен. Кроме тог, пласт будет разведан до границ шахтного поля по простиранию по тем же причинам в аналогичной последовательности . Отрабатываются блоки и столбы.

Этаж в шахтном поле может отрабатываться прямым и обратным ходом. Каждому из указанных способов присущие свои достоинства и недостатки. Так, например отработка этажа прямым ходом позволяет быстро начать очистные работы. Однако в это м случае штреки проведенные по пласту, постоянно находятся под воздействием усиленного горного давления вызванного очистными работами.

Недостатком отработки прямым ходом является также и то, что лава и забой откаточного штрека располагаются сравнительно близко от друг друга, что обусловливает взаимные помехи в работе погрузочного пункта лавы и забоя откаточного штрека и усложнения с проветриванием забоя штрека.

На конец при отработке прямым ходом происходят большие утечки воздуха, через выработанное пространство, что ухудшает проветривание, а иногда требуют и остановки лавы из-за недостатка воздуха. Просачивание воздуха через трещины в целиках вызывают опасность возникновения пожара от самовозгорания угля.

При отработке обратным ходом возникают затруднения в восстановлении откаточных штреков отработанных этажей которые служат вентиляционными при разработке ниже расположенного этажа. К моменту отработки этажа откаточный штрек оказывается деформированным почти на всю длину (если он не поддерживается позади очистного забоя). Поэтому к началу очистных работ в следующем, нижерасположенном этаже необходимо восстановить этот штрек по всей длине, но уже в качестве вентиляционного. Для этого требуется обеспечить деятельное проветривание выработки, что практически трудно осуществимо.

Порядок отработки этажа от главного ствола или другой вскрывающей выработки к границам шахтного поля называют отработкой этажа прямым ходом , а от границ шахтного поля к главному стволу или к другой вскрывающей выработке отработкой обратным ходом.

Пласты в свите могут отрабатываться одновременно или последовательно. Одновременная отработка большого числа пластов вызывает значительную разбросанность горных работ, приведут к малой нагрузке на пласт и на транспортные выработки.Последовательная отработка пластов в свите поодному обеспечивают высокую концентрацию горных работ, однако не всегда является рациональной и желательной. При решении вопроса о числе одновременно разрабатываемых пластов необходимо учитывать их сближенность, марки и качества углей, склонность отдельных пластов к внезапным выбросам угля и газа.

При современном уровне механизации очистных работ и нагрузки на забой в зависимости от мощности разрабатываемых пластов производственной мощности шахт, принятого способа подготовки и прочего. можно применить к одновременной разработки 2-3 пологих угольных пласта и до 10-12 крутых пластов. Столь существенная разница объяснятся тем, что на пологих пластах имеющиеся фронта очистных забоев, особенно при панельном способе подготовки шахтного поля чем, на крутых. Существенно выше и нагрузка на очистной забой.

При исходящим порядке внешних пластов начинается с верхнего. При этом происходит подработка нижних пласта, которая проявляется в некатором увеличении горного давления на корень подготовленных выработках. Влияние подработки сказывается на сравнительно ограниченной глубине.

При восходящем порядке первым вырабатывается нижний пласт. При этом происходит подработка верхнего пласта, которая проявляется в различной форме: опускании и растрескивании пласта и парод. Осушении и дегазации верхних пластов и прочее .Влияние подработки сказывается при любом расстоянии между пластами, при этом деформации вышележащего пласта в отдельных случаях могут быть настолько существенными, что разработка отработанных пластов становится невозможной.

При смещенном порядке первым отрабатываются один из средних пластов свиты.

Если пласты можно разрабатывать в любой очередности то они считаются независимыми. Пласты для рациональной разработки которых необходимо учитывать их совместное залегание, называются сближенными. Различают пластовую полевую, индивидуальную и грузовую подготовку пластов.

При пластовой подготовке -все выработки включая и основная, проводят и поддерживают на каждом из пластов невозможного исключаемого. При полевой подготовке основные выработки проводят по пустым породам или пропласткам а некотором расстоянии от пласта а вспомогательные по пласту. Для соединения полевой полевой выработки с пластовым дополнительно проводят на некотором расстоянии друг от друга квершлагами и гезенками.

Полевая подготовка находит широкое применение при разработки мощных пластов , особенно склонных к самовозгоранию т.е. способных окисляться при низких температурах с посследующим периодом к горению.

При индивидуальной подготовки пласты проводят и поддерживают все горные выработки ,необходимые для отработки всего шахтного поля или его части. При групповой подготовке пластов все или часть основных выработок проводят общими для всех разрабатываемых пластов свиты или только отдельной группы. Они могут быть полевыми или пластовыми. В результате группирования пластов сокращается протяженность поддерживаемых выработок.

Высота этажа.

Н_эт= , м. (12)

Н_эт= = 130 м.

Количество этажей.

n_эт= , эт. (13)

n_эт= =12 эт.

Я применяю сплошную систему разработки и панельный способ подготовки так- как такие факторы как:

Глубина выработки

Угол падения пласта

Плотность угля и.т.д. полностью подходят для сплошной системы разработки, а панельный способ я выбираю потому, что у меня применяется щитовой агрегат 1АНЩ.

Я выбрал группировку на задний пром-квершлаг так- как у меня производиться разработка выбросоопасных пластов.

Раздел-3

Выбор способа управления кровлей и креплением.

Выбор способа управлением кровлей зависит в основном от характера боковых пород и мощности непосредственной кровли. Следует ориентироваться на применение полной закладки полного обрушения, а на крутом падении при породах кровли, склонных к опусканию без разрыва (удержание на кострах)

Условиями препятствующими применению полного оборудования является: резкое изменение мощности пласта, слабая и мощная кровля, приводящая к отделению выпадению кусков породы в местах соприкосновения ее с крепью склонность парод непосредственной кровли к зависанию.

Наличие слабой почвы, при которой происходит нагрузка крепи и создает затруднения в ее перестановке.

Наличие в пласте значительных прослоев породы направленных в выработанное пространство. Незначительная мощность пласта (менее 0,5 м. при металлической крепи и менее 0,7 м. при деревянных стойках) затрудняющие работы по переноске крепи.

К полной закладке следует прибегать при разработке мощных пластов, тонких и средней мощности, при разработки сближенных пластов и пластов с весьма слабыми породами, а также пластов склонных к самовозгоранию, опасным по горным ударам и внезапным выбросам угля и газа.

Из всех перечисленных вариантов управления кровлей я выбираю полное обрушение так-как отработка пластов производится щитовым агрегатом, а крепление производиться гидравлической крепью.

Выбор способа охраны выработок

Эффективная работа очистного забоя возможна лишь при условии, что обеспечены нормальные условия эксплуатации горной выработки т.е. сохраняются размеры поперечного сечения и крепь находится в исправном состоянии.

На условия поддержания влияют мощность и угол падения пласта, устойчивость боковых пород, длина, размер, форма сечения материала крепи, близость очистных работ, глубина ведения горных работ. Охрана штреков с возведением односторонних бутовых полос допускается, при разработке тонких пластов.

Охрана выработок целиком может применяться при разработке пластов тонких и средней мощности.

При разработке пластов опасных по горным ударам, угольные целики обрабатываются антиударным или заменяются искусственными из костров.

Для того чтобы породу полученную от прохождения вентиляционного штрека, оставить в выработанном пространстве лавы, целесообразно выкладка бутовой полосы под вентиляционным штреком.

Раздел-4

Выбор средств комплексной механизации очистных работ.

Выбор средств комплексной механизации необходимо производить по анализу соотвествия тех. характеристики существующих комплектов заданным горногеологическими условиями.

Особое внимание уделить углу падения пласта, диапазону регулирования рабочего органа по мощности пласта, сопротивляемости угля; возможности безнишевой выемки, схема работы.

Выбор мех-крепи (комплекса) начинается с выбора типа теплоразмера. При этом надо исходить из фактических данных с вынимаемой мощности пласта и ее колебания в пределах шахтного поля степени устойчивости кровли и предельно допустимого давления на почву.

Тех.данные щитовых агрегатов , мех. комплектов, струговых установок.

Тех-характнеристики мех-крепей.

В этом разделе следует привести краткое описание конструкции и тех.характеристику выбранной механизации технологии работ.

Исходя из фактических данных с вынимаемой мощности пласта и ее колебания в пределах шахтного поля степени устойчивости кровли и предельно допустимого давления на почву я выбираю крепь 1АНЩ.

Высота секции – 640-1300 мм.

Шаг установки секции – 1,0 м.

Число секций – 61 шт.

Рабочее сопротивление крепи – 170 кН/м.

Число стоек в секции – 2 шт.

Тип гидростойки – двойной гидравлической раздвижности, двустороннего действия.

Способ передвижки крепи – групповой дистанционный с принудительной последовательной передвижкой вспомогательных и основных секций.
Тип насосной станции – СНУ или СНЧ 5П

Рабочая жидкость – водная эмульсия с 2,5 % присадки ВНЦИНП – 117 или 3- 5 % Аквол – 3.

Давление рабочей жидкости в напорной магистрали, Мпа – 20

Масса крепи – 144 т.

К крепи 1АНЩ полностью подходит насосная станция типа СНУ5

Подача л/мин

Одного насоса - <40

Двух насосов – < 80

Предел настройки рабочего давления 5 – 20 мПа.
Насос основной.

Тип – ВНР 32/20

Электродвигатель

Тип – ВАО68-4

Мощность – 17кВт.

Число – 2

Напряжение – 380-660 В.

Частота вращения – 1460 об/мин.
Насос подпиточный

Тип – Г11-25

Подача – 125 л/мин.

Давление – 2,5 мПа.

Электродвигатель.

Тип – ВАО41-4

Мощность – 4 кВт.

Число – 1

Частота вращения – 1430

Вместимость бака – 750

Робочая жидкость – водная ємульсия
Для монтажа агрегата необходимо применять лебедку. Я принял двух-барабанную.

Число баробанов – 2

Скорость подачи при среднем режиме навивки м/мин.

Первая – 0,76

Вторая – 1,33

Третья – 1,95

Четвертая – 5,9

Тяговое усилие на канате

Рабочем – 115

Предохранительном – 15

Диаметр каната – 22,5; 24,0; 25,5;

Канатоемкость барабана

При диаметре каната 25,5 мм.- 185 м.

Наминальная мощнрость кВт.

Электродвигателя – 15

Пневмомотора при давлении 0,4 мПа – 18,5

Габарииты лебедки

Длина – 3072; 3148;

Ширена 718 мм.

Высота – 1070 мм.

Масса лебедки – 3300; 3350; кг.
Для проветривания этого пространства я принимаю вентилятор ВМЭ-6

Диаметр рабочего колеса , мм. – 600

Подача вентилятора, м³/с – 7

Депрессия. Па – 2500

Мощность электродвигателя, кВт. – 24

Масса, кг. – 20
Для вспомогательных работ необходимо применять отбойный молоток, я выбрал МО6ПМ

Давление сжатого воздуха

Наминальное – 0,5

Минимальное – 0,3

Энергия единого удара – 36

Частота ударов в мин. – 130

Расход воздуха м³/мин. – 1,5

Внутренний диаметр рукава мм. – 16

Длинна молотка – 580 мм.

Маса молотка – 8,5кг.

Раздел-5

Выбор системы разработки и расчет ее элементов. Приводится краткое описание существующих систем разработки. На основании горно-геологических условий производится выбор наиболее рациональной и экономичной системы разработки. Вписывается транспорт, вентиляция, сопряжение штреков и способ охраны подготовительных выработок. При выбранной системе разработки.

Расчет элементов системы разработки. При щитовой выемке применяется длина лавы в зависимости от вида принемаемой энергии: Для пнемо двигателей – 40 м.

Проверка расчетной (принятой) длинны лавы по условиям проветривания.

l_d м. > l_пр

(14) l_d м. > l_пр

Где:

Пплощадь поперечного сечения забоя. = m в К₃ м.

(15) =0,9 х 0,82 х 0,9=0,66 м²

Где:

в – ширена при забойного пространства м.

В связи с тем что у меня средняя мощность пласта 0,9 м. я выбираю щит 1АНЩ и ширена призабойного пространства у мня составит 20 м.

К_з – коэффициент загромождаемости рабочего пространства лавы крепью–0,9м

d – допустимое процентное содержание СН₄ в исходящей струе из лавы по правелам безопасности 1%

S_max – максимальная скорость воздуха в очистном забое по правилам безопасности

При применении комплексов U_max 6м/с.

gCH₄ – относительная газообильность пласта

К_н – коэффициент неравномерности газовыделения (Кн=1,6)

Результаты расчетной длинны лавы по условиям проветривания составило 2280,96 м. Этого вполне достаточно , чтобы хорошо проветрить лаву.

Расчет суммарной длинны и число очистных забоев. Суммарная действующая линия очистных забоев определяется по формуле:

(16)

Где:

Ко – коэффициент учитывающий добычу из очистных забоев 0,92; 0,94;

Ar – годовая производительная мощность шахты т/год.

Годовое продвижение линии очистных забоев

lo=N r i hcm Ц ,м.

(17) lo=250 х 0,63 х 2 х 2 х 0,9 = 567 м.

Где:

N – число рабочих дней в году 250 или 300

r – ширина снимаемой полосы , м. 0,63

i – число снимаемых полос в смену

(для щитовых агрегатов 1-2)

Hcm – число смен по добычи угля (для опасных пластов 2 смены )

Ц – коэффициент цикличности 0,85-0,95

∑m – суммарная мощность пластов ,м.

γ – плотность угля

с – коэффициент учитывающий потери угля в выработанном пространстве 0,9-0,95

Действующее число очистных забоев составит

ng=

(18) ng=

Где:

ln – принимаемая длинна лавы

Резервное число лав, принемается 10-25 % от действующего их числа

Пр =(0,2-0,25) , лав.

(19) Пр =0,2 х 10 = 2 лавы

Общее число лав в числе с резервными забоями составит

n_об = ng Пр , лав.

(20) n_об =10 + 2 = 12 лав.

Нагрузка на очистной забой определяется по формуле:

Ac= т/сут.

(21) Ac= 2 = 222 , т/сут.

Длительность технического цикла

Ту=К( + )+К₁+Tвcn+Тр , мин.

(22) Ту=1,16( + )+1,06+53+85=170 , мин.

Uy – нормативная скорость вертикальной подачи при зарубке вспомогательного органа 0,04-0,05 м/мин

Uy₁ – 0.07 м/мин с пневмо двигателем.

К₁ – коэффициент учитывающий норматив времени на подготовительно заключительные операции 1,06

Время на вспомогательные операции

Т_всп=t_пщ+t_пк+t_пп+t_{со ,}мин.

(23) Т_всп=10 + 8 + 25 + 10 = 53 _,мин.

Где:

t_пщ - норматив времени на посадку щита, распор крепи осмотр агрегата до и после посадки 8-10 мин

t_пк – время на поднятие и посадку конвеероструга 6-8 мин.

t_пп – время на погашение угле- спускной печи 10-30 мин.

t_со – время на снятие угольного откоса 5-10 мин.

Время на ремонтные работы

Тр= ,мин.

(24) Тр= ,мин

Проверка суточной нагрузки на очистной забой по газовому фактору.

Суточная нагрузка на очистной забой по газовому фактору определяется по формуле:

Aor= т/сут.

(25) Aor= т/сут

Где:

U_max –максимальная скорость движения воздушной струи в очистном забое.

По правилам безопасности индивидуальной крепи с разрешения технического директора п\о при условии нахождения людей вне зоны пылевого потока.

U_max = 6 м\с.

Sor – площадь сечения очистного забоя.

d – концентрация CH₄в исходящей струе из лавы 1%

Относительная газообильность очистного забоя м³/т.

gor = g_га(1-ng) ,м³/т.

(26) gor = 17 (1 - 0,3) = 17 м³/т.

Где:

g_га – относительная газообильность пласта согласно заданию на проектирование.

ng – коэффициент учитывающий дегазацию пласта. По данным практически применяется 0,2-0,3.

Кн – коэффициент неравномерности газовыделения 1,47-1,6.

Описать конструкцию призабойной крепи.

Длинна деревянной стойки применяется равной мощности пласта.

Диаметр стойки определяется по формуле :
d_ст = 11 см.
(27) d_ст = 11 =10 см.
к расчету применяется стандартный размер 10; 12; 14; 16; см.

Допустимая нагрузка для деревянных стоек расчитывается по формуле:

Р_доп=

(28) Р_доп=

Где:

- запас прочности 2-3.

Критическое напряжение стойки на сжатие. = 293 - 1,94 , кгс/см³

(29) = 293 - 1,94 кгс/см³

Где:

- длинна стойки (мощность пласта), см.

Радиус энерции для круглого сечения

i= ,см.

(30) i = см.

Раздел-6

Расчет расхода крепежных материалов.

Для деревянной призабойной крепи.

Количество комплектов крепи в одном ряду.

Кк = , шт.

(31) Кк = шт.

Где:

- длинна лавы.

- длинна комплекта крепи (обапола) 2м.

Количество комплектов крепи на цикл.

Кку = Кк i , шт.

(32) Кку = 20 х 2 = 40 шт.

Где:

I – количество рядов крепи на цикл в лаве 1-2 шт.

Количество стоек на цикл.

Кст = N1 Кку ,шт.

(33) Кст =3 х 40 = 120 шт.

Где:

N1 – количество стоек в комплекте , 3шт.

Количество обаполов (распилов)на цикл.

Кр = Кку Nр , шт.

(34) Кр = 40 х 2 = 80 шт.

Где:

Nр – количество абаполов распилов в комплекте 2шт.

Количество затяжек

Кз = Кку Nз , шт.

(35) Кз = 40 х 5 = 200 шт.

Где:

Nз – количество затяжек на комплект в зависимости от свойств пород 3-5 шт.

Расход леса на цикл.

Объем одной стойки.

Vст = , м³

(36) Vст = м³

Где:

- длинна стойки.

Объем одного обапола.

Vоб = lоб б в , м³

(37) Vоб = 2 х 0,02 х 0,1 = 0,004 м³

Где:

lоб – длина обапола.

б – толщина обапола.

в – ширена обапола.

Объем одной затяжки

Vз= lз б в , м³

(38) Vз= 1 х 0,02 х 0,1 =0,02 м

Где:

lз – длина затяжки 1м.

б – толщина затяжки ,м.

в – ширена затяжки , м.

При применении щитового агрегата.

Расход леса на 1000 т. Добычи определяется по формулам.

H =

(39) H =

Где:

Дп - добыча угля с панели ,м.

Дп = lл m γ hэт ,т.

(40) Дп =40 х 0,9 х 1,22 х 130 = 5709 т.

lл – длина лавы ,м.

hэт – наклонная высота этажа.

Vлес = , м³.

(41) Vлес = м³.

Где:

- добыча угля за сутки.

Раздел-7

Проветривание очистного забоя.

В это разделе следует описать схему проветривания выемочного участка (путь движения воздуха)

Расчет количества движения воздуха для очистной выработки.

Данный расчет производится по выделению метана (углекислого газа), газовыделения образуется при взрывных работах по числу людей и должна проветриваться по допустимой скорости движения воздуха.

Окончательно применяется наибольший результат.

Расчет по выделению метана (углекислого газа )

Qor= ³/мин.

(42) Qor= ³/мин.

Где:

Qor – количество воздуха необходимое для проветривания очистной выработки ³/мин.

– ожидаемое среднее газовыделение в очистной выработке ³/мин.

коэфициент неравномерности газовыделения.

С – допустимая концентрация газов к исходящей из очистной выработки вентиляционной струи.

Со – коэффициент газа в поступающей на вентеляционной струе д. б. не>0,5% по правилам безопасности.

Коз – коэффициент учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства.

Расчет по числу людей.

Q₀₂= 6 n , ³/мин.

(43) Q₀₂= 6 х 10 ³/мин.

Где:

n – наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке .

Расчет по оптимальной по пылевому фактору скорости движения воздуха.

Q₀₃ – 96 Sor , ³/мин.

(44) Q₀₃ – 96 х 2,5 = 240 ³/мин.

Где:

Sor – площадь поперечного сечения призабойного пространства м².

К расчету относительно применяют максимальное из полученных значений проверяются по максимальной и минимальной скорости воздуха.

Проверка по минимально допустимой скорости движения воздуха в очистном забое.

Q₀₃ > 60 Sor Umin , ³/мин.

(45) 240 > 60 х 2,5 х 0,5 = 75 ³/мин.

Umin – минимально-допустимая скорость движения воздуха в очистной выработке , м/с.

Проверка по максимально-допустимой скорости воздуха в очистном забое.

Q₀₃ > 60 Sor Umax , ³/мин.

(46) Q₀₃ > 60 х 2,5 х 4 = 600 ³/мин.

Где:

Umax - максимально-допустимой скорости воздуха в очистной выработке , м/с.

Раздел-8

Техника безопасности при очистных работах.

Меры безопасности при ведении очистных работ.

В подразделе описываются безопасные приемы работы при выемке угля щитовым агрегатом, при креплении и управлении кровлей. При выемке ниш, креплении сопряжений, при доставке крепежных материалов в лаве.

Меры борьбы с метаном и угольной пылью.

Мероприятия по предупреждению опасных скоплений метана, угольной пыли.

Противопожарная защита горных выработок.

Расположение противопожарного трубопровода, места установки пожарных кранов, размещение пожарных рукавов и стволов. Описывается также размещение первичных средств пожаротушения.

Для эффективной и безопасной разработки пластов , склонных к внезапным выбросам угля и газа, разрабатывают комплекс мероприятий: прогноз выбросоопасности пластов ; опережающая разработка защитных пластов; применение систем разработки, технологии очистных и подготовительных работ, снижающих опасность возникновения внезапных выбросов угля или газа. На незащищенных пластах разрабатывают способы предотвращения внезапных выбросов угля или газа и контроль за эффективностью их применения, меры по обеспечению безопасности рабочих в случае возникновения внезапного воздуха.

Основной метод борьбы со скоплениями метана – деятельное проветривание шахт, обеспечивающие снижение концентрации газа в атмосфере подземных выработок до допустимых норм . кроме местных скоплений метана у работающих буровых станков, комбайнов и врубовых машин в шахтах возможны слоевые скопления метано-воздушной смеси вдоль кровли выработки. Концентрация метана в слоевых скоплениях может достигать 2-90% а толщина слоя 70 см. его протяженность вдоль выработки – от двух до нескольких десятков метров. В наклонных выработках слоевые скопления двигаются в верх. Их источниками являются суфлярные выделения с обнаженной плоскости пласта и из отбитого угля. Предпосылка скоплений - интенсивное газовыделение при малых скоростях движения воздуха. Для ликвидации местных скоплений метана на горных машинах устанавливают водовоздушные эжекторы, представляющие собой металлические трубы с расположенными в центре водяными форсунками. Факел воды под давлением 1,0-1,5 Мпа создает в трубе воздушную струю которая направляется в места скоплений метана. Меры борьбы со слоевыми скоплениями метана является увеличения скорости движения воздуха до величины, определяемой в соотвествии с инструкцией по газированию горных выработок и борьбе со слоевыми и местными скоплениями метана, но не менее 0,5 м/с. Для увиличения скорости могут применятся эжекторы, работающие на сжатом воздухе; а также вентиляторы местного проветривания с вентиляционными трубами, имеющими отверстия для воздуха в зоне слоевого скопления.

Согласно правел безопасности, на каждой шахте должен осуществлятся проект комплексного обеспыливания, составленный в соотвествии с Руководством по борьбе с пылью на угольных и сланцевых шахтах, разрезах и фабриках, утвержденный техническим директором объединения. В этом проекте должны быть детально разработаны следующие разделы:

- мероприятия по борьбе с пылью при всех процессах, сопровождающихся пылеобразованием;

- водоснобжение шахты и разводка водопроводной сети по горным выработкам;

- оборудование и материалы для борьбы с пылью, расположение средств пылеподавления в горных выработках;

- порядок использования средств индивидуализации защиты от пыли;

- обеспылевание воздуха, поступающего в шахту с поверхности;

- организация противопылевой службы. В комплекс противопылевых мероприятий, осуществляемых в очистных забоях, входят предварительное увлажнение угольного массива нагнетанием воды через скважины, проветрнивание с оптимальной по полевому фактору скоростью движения воздуха в забое, орошение или пневмогидроорушение, пылеулавливание, очистка от пыли входящих в очистной забой и исходящих воздушных струй.

В угольных шахтах используют следующие способы тушения подземных пожаров :непосредственное воздействие на очаг пожара огнегасительными средствами (водой, химической и воздушно-механической пеной, песком, инертной пылью)или жа разработка очагов горящего угля с заливкой горячей массы водой (активные способы): изоляция пожарного участк4а перемычками с засыпкой при необходимости провалов, тампонированием трещин в целиках и.др. Применяются также комбинированные способы, когда на ряду с непосредственным тушением приводят изоляцию пожарных участков. При выборе способа тушения пожара учитывают место его возникновения, интенсивность, протяженность и вид охваченных им выработок, а также наличие сил и средств для борьбы с пожаром. Способ непосредственного тушения обычно применяют во всех случаях открытых пожаров, т.е. с доступными для непосредственного воздействия очагами. Это наиболее эффективный способ. Он позволяет полностью ликвидировать пожар без потери выработок и подготовительных к выемке запасов угля. К изоляции обычно прибегают в условиях, когда пожар нельзя ликвидировать непосредственным тушением в связи с тем что очаги горения недоступны для воздействия огнегасительными средствами. Комбинированный способ используют в тех случаях, когда нат достаточных сил и средств для непосредственного тушения пожара или же когда пожар принял значительные размеры и непосредственное тушение не дает должного эффекта. К комбинированному способу прибегают также в условиях, когда невозможно надежно герметизировать пожарный участок и ликвидировать пожар только его изоляцией.

Раздел-9

Организация работ в очистном забое.

Успешная работа шахты обеспечивается ритмичностью работы лав и своевременностью воспроизводства необходимого фронта очистных забоев.

Ритмичная работа является не только необходимым условием выполнения и перевыполнение плана добычи. Она повышает также безопасность работ и культуру производства, способствует росту производствености труда и снижению себестоимости угля, создает условия для наиболее полного использования механизмов и машин. Стимулирует применение новаторских приемов работы.

Распредиление, последовательность выполнения, а также сочетание производственных процессов в очистном забое должны выполнятся по графику цикличности. Графиком предусматривантся такое совмещение отдельных процессов во времени и пространстве, которое воздействовало бы выполнению плана добычи угля с наименьшими затратами труда и материалов при максимальном использовании оборудования.

Для механизированных комплексов характерными в организации очистной выемки является плотность. Поточная схема добычи угля должна отвечать следующим требования:

Выемка угля должна производится по челноковой схеме без разворота выемочной машины в нишах при изменении направления выемки ;

Конвейер должен передвигаться вслед за выемочной машиной без разборки и за короткий промежуток времени;

Крепление призабойного пространства и управление кровлей должны производится одновременно с выемкой или передвижкой конвейера по всей длине лавы.

Работ а по поточным схемам обеспечивает резкое повышение непрерывности выемки а также значительное увеличение ее интенсивности. Графиком цикличности предусматривается в основном трехсменный режим работы, из них три смены продолжительностью по 6ч. – добычные, одна смена – ремонтно-подготовительная.

При разработке пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, горным ударам, по пыли предусматривается две смены по добыче, по одному часу между сменами для ведения взрывных работ в подготовительных выроботках, одна смена – ремонтно-подготовительная в оставшееся время суток выполняются специальные профилактические мероприятия.

График организации работ состоит из трех частей:

Планограмы работ, графика выходов рабочих, таблицы технико- экономических показателей.

На планограме работ наглядно изображены все основные производственные процессы, выполняемые в забое, их последовательность и взаимная увязка в пространстве и во времени. На графике выходов указаны число рабочих по профессиям, необходимых для выполнения цикла, их распределение по сменам и время пребывания на работе.

Таблица технико-экономических показателей содержит результаты, полученные при проектировании.

Вывод

В настоящее время угольная промышленность Украины находится в глубоком кризисе. За последние двадцать лет добыча угля снизилась в 3 раза, а в 1995 году составила 80 млн. тонн. Около 20 млн. тонн угля Украина вынуждена закупать в Польше и России. В 1996 году производительность труда рабочих по добыче была в два раза ниже, чем в России; в три раза ниже, чем в Польше; в 15 раз ниже, чем в Англии; в 40 раз ниже, чем в США. Наряду с общеэкономическими признаками и причинами на положение дел в угольной промышленности оказали негативное влияние отраслевых факторов. Добыча угля ведется на более глубоких горизонтах в сложных горно-геологических условиях, износ основных фондов на большинстве шахт достигает 80%, очень высокая доля ручного труда. На отдельных шахтах добывается до 100 тонн угля в сутки. Этого угля не хватает даже на выработку электроэнергии, которую потребляет шахта в процессе его добычи.

Все это говорит о необходимости перевооружения шахт, повышения уровня автоматизации и механизации производства.

В курсовом проекте решается задача по конкретной технологии подземной разработки угольных месторождений, углублению и обобщению знаний полученных за время обучения, являющиеся малой составной частью работы по решению оптимальных проблем предприятия угольной промышленности.


Список использованной литературы


1. Килячков А.П. Вскрытие и системы разработки угольных месторождений.
2. Заплавский Г.А. Технология подготовительных и очистных работ.
3. Егоров П.В. Основы горного дела.
4. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. М. Недра 1986г.
5. Яцких В.Г. Горные машины и комплексы.
6. Братченко В.Ф. Комплексная механизация и автоматизация очистных работ в угольных шахтах.
7. Иванов И.Ф. Комплексная механизация разработки тонких и крутых пластов.