Кафедра разработки пластовых месторождений
МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ
к выполнению курсовогопроекта по дисциплине «Технология горного производства и обогащение полезныхископаемых» для студентов специальностей 6.090200 и 7.090216 «Горноеоборудование», 6.092500 и 7.092501 «Автоматизированное управлениетехнологическими процессами и производствами»
Утверждена
на заседании кафедры РПМ
Протокол № 3 от 23.11.2000г.
Рекомендована
на заседании методического
совета
Протокол № 3 от 15.12.2000г.
Алчевск 2001
УДК 622.3.061.(075-8)
Методические указания к выполнению курсового проекта по дисциплине«Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых» (длястудентов специальности 6.090200, 7.090216 и 6.092500, 7.092501) / Сост.В.П.Денисенко, В.Н.Белозерцев. – Алчевск: ДГМИ. – 2000. — 52 с.
Дана методика расчетанекоторых параметров шахты. Приведены основные положения норм технологическогопроектирования по вопросам вскрытия, подготовки шахтных полей, системразработки и выбора оптимальных технологических схем очистных работ и средствих механизации. Приведена методика расчета нагрузки на очистной забой. Даныуказания по организации работ в лаве.
Составители В.П.Денисенко,доц.
В.Н.Белозерцев, доц.
Ответственный редактор А.Ф.Горовой, проф.
УДК 622.3.061(075-8)
Методичнівказівки до виконання курсового проекту з дисципліни “Технологія гірничноговиробництва та збагачення корисних копалин” (для студентів спеціальності6.0900, 7.090216 та 6.0925400, 7.092501) / Укл. В.П.Денисенко, ВА.М.Білозерцев.– Алчевськ: ДГМІ – 2000. — 52 с.
Надана методарозрахунку деяких параметрів шахти. Приведені основні положення нормтехнологічного проектування з питаннь розкриття, підготовки шахтного поля,систем розробки вибору оптимальних технологічних схем видобувних робіт тазасобів їх механізації. Приведена метода розрахунку навантаження на видобувнийзабій. Надані вказівки по організації робіт у лаві.
Укладачи В.П.Денисенко,доц.
В.М.Білозерцев,доц.
Відповідальнийредактор А.Ф. Горовой, проф.
1 ЦЕЛИ ИЗАДАЧИ КУРСОВОГО ПРОЕКТА
Курсовой проект выполняютна базе теоретических и практических знаний, полученных при изучении дисциплины«Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых».
Основная цель курсовогопроекта – закрепить и углубить полученные знания, научиться техническиправильно, с учетом горно-геологических условий решать конкретные инженерныезадачи, получить навыки самостоятельной работы с технической и справочнойлитературой.
При выполнении проектастудент должен продемонстрировать умение владеть накопленной информацией поизученной дисциплине, пользоваться специальной технической и справочнойлитературой, действующими стандартами и патентными материалами, комплекснооценивать взаимодействие горной среды и производственных процессов, творческирешать поставленные инженерные задачи.
Технические решениянеобходимо принимать на основании использования новейших достижений горнойнауки и техники, передового производственного опыта и вопросов техникибезопасности.
В курсовом проекте должныбыть отражены современные направления в области проектирования горныхпредприятий.
2. ЗАДАНИЕ НА ПРОЕКТ
Исходные данные,необходимые для выполнения курсового проекта, студенту выдает руководителькурсового проекта.
При выдаче заданияруководитель, по желанию студента, выдает задание на проектирование всоответствии с горно-геологическими условиями шахты, на которой он проходилпрактику, либо в соответствии с условиями других шахт.
В любом случае выдаетсязадание для реальных условий конкретной шахты со следующими исходными данными:
1. Количествопластов ______________________________________
2. Угол падения,град._______________________________________
3. Мощность пластов,м______________________________________
4. Расстояние междупластами, м______________________________
5. Мощность наносов,м_____________________________________
6. Плотность угля,т/м3 ______________________________________
7. Маркаугля______________________________________________
8. Коэффициентводообильности______________________________
9. Размеры шахтногополя, м
попростиранию_______________________________________________
попадению___________________________________________________
10. Метанообильностьлавы, м3/мин____________________________
При Ар=________, т/сут
11. Сопротивляемостьугля резанию, кН/м______________________
12. Непосредственнаякровля: наименование пород_______________;
мощность, м________________; коэффициент крепости _____________
13. Основная кровля:наименование пород ________________________;
мощность, м________________;коэффициент крепости______________
14. Непосредственнаяпочва: наименование пород__________________;
устойчивость________________;гипсометрия______________________
3 ОГАНИЗАЦИОННЫЕ УКАЗАНИЯ
3.1 Состав и объем курсового проекта
Курсовой проект долженвключать следующие разделы: введение; основная часть; характеристикаместорождения; запасы шахтного поля; мощность и срок службы шахты; вскрытиешахтного поля; выбор способа подготовки шахтного поля; выбор системыразработки, технология, механизация и организация очистных работ; определениепараметров очистного забоя; определение числа очистных забоев и распределениеих в шахтном поле; сводка основных технико-экономических показателей;заключение; список используемой литературы, которые должны служить заголовкамисоответствующих частей в пояснительной записке.
Объем работ по разделамориентировочно распределяется следующим образом (табл. 3.1).
Таблица 3.1 – Объемкурсового проекта
Показатели
Объема Значения показателей Всего Разделы и части проекта 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 11 Относительный объем, % 6 6 6 6 8 8 10 12 13 16 3 100 Объем, ч 1 0,5 1,5 0,5 1 2,5 3 3 2 0,5 0,5 16
3.2 Защита курсового проекта
Законченный курсовойпроект – расчетно-пояснительную записку и чертеж – студент сдает на нормоконтрольруководителю проекта, после чего защищает его перед специальной комиссией,назначенной заведующим кафедрой разработки пластовых месторождений, котораявыносит окончательную оценку.
Качество выполнениякурсового проекта оценивается комплексно с учетом качественного уровня принятыхинженерных решений, содержания расчетно-пояснительной записки, техникивыполнения графической части, построения и содержания доклада, правильностиответов на поставленные вопросы, активности участия в процессе защиты проекта,ритмичности работы над проектом и аккуратности его выполнения.
4 ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К ОФОРМЛЕНИЮ КУРСОВОГО ПРОЕКТА
4.1 Требования к оформлению пояснительной записки
Расчетно-пояснительнаязаписка представляется на 25-30 страницах формата А4.
В текстовой части проектанеобходимо дать краткое обоснование принятых решений, расчеты и необходимыепояснения к эскизам и чертежам. Пояснительную записку к проекту необходимооформлять согласно ДСТУ-3008-95 с использованием принятых в горном делеусловных обозначений и сокращений. Текст пояснительной записки необходимосопровождать ссылкой на литературные источники. Описание литературы в спискеиспользуемых источников приводить в соответствии с ДСТУ-3008-95. Все расчеты повозможности необходимо сводить в таблицы.
Пояснительную запискуследует составлять технически грамотным языком и излагать на одной сторонелиста с полями: левое и нижнее – 25 мм, правое – 10 мм, верхнее – 20 мм.
Пояснительная запискадолжна быть сброшюрована в такой последовательности: титульный лист (прил.1),оригинал утвержденного задания на проектирование, реферат, содержание суказанием всех номеров разделов, основная часть, заключение, библиографическийсписок, приложение. Текст основной части делится на разделы и подразделы.
Разделы должны иметьпорядковую нумерацию в пределах всей работы, обозначенную арабскими цифрами.Подразделы должны иметь нумерацию в пределах каждого раздела. Номер подразделасостоит из номера раздела и подраздела, разделенных точкой.
Иллюстрации впояснительной записке необходимо выполнять на отдельных листах в масштабе, онидолжны иметь наименование. Номер иллюстрации помещают ниже поясняющих данныхсимметрично иллюстрации.
Нумерация формулосуществляется в пределах каждого раздела в круглых скобках.
4.2 Требованияк оформлению графической части
Кроме эскизов в тексте,необходимо представить один лист графической части формата А1, на котором всоответствии с требованиями действующих стандартов изображаются:
— схема вскрытия шахтногополя в масштабе 1:5000 или 1:10000;
— схема деления шахтногополя на части в масштабе 1:5000 или 1:1000;
— система разработки вмасштабе 1:1000 или 1:5000;
— общий вид лавы сразмещением технологического оборудования в масштабе 1:100;
— положение крепи приминимальной и максимальной ширине приза-бойного пространства в масштабе 1:50;
— планограмма организацииработ и график выходов рабочих в лаве.
Примерная схемарасположения чертежей на листе представлена в прил. 2.
5 МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ К ВЫПОЛНЕНИЮ РАЗДЕЛОВ КУРСОВОГОПРОЕКТА
5.1 Введение
Во введении к курсовомупроекту должны быть отражены состояние и задачи угольной промышленности посовершенствованию технологии и процессов добычи угля подземным способом,проектированию технологических звеньев шахты.
Для условий конкретнойшахты должна быть поставлена цель по проектированию или реконструкциитехнологической схемы очистных работ.
5.2 Характеристикаместорождения
Характеристикаместорождения содержит краткое описание района, условий залегания пластов угля:мощность, угол падения, крепость угля, объемный вес, газоносность, свойствабоковых пород почвы и кровли, строение пласта. Должны быть указаны расстояниямежду пластами по нормали и от поверхности до верхней границы шахтного поля,приведены сведения о геологических нарушениях и других факторах, влияющих навыбор способа вскрытия и подготовки шахтного поля, а также средств комплексноймеханизации.
В разделе необходимоизобразить вертикальный разрез шахтного поля в масштабе 1:10000 (рис. 5.1).
5.3 Запасышахтного поля
Границы и размерышахтного поля по падению и простиранию указаны в задании на проектирование. Впроцессе выполнения курсового проекта необходимо произвести расчет балансовых ипромышленных запасов /1/ по тем пластам, которые отнесены к рабочим всоответствии со структурой и последовательностью, представленной на рис. 5.2.
Если шахтное поле имеетсложную конфигурацию, то его необходимо разбивать на отдельные геометрическиправильные фигуры, в пределах которых определяются запасы, затем запасы всехфигур суммировать.
Геологические запасы вшахтном поле, тыс. т
Zгеол = S * H * åm * g, (5.1)
где S – размер шахтного поля попростиранию, м;
H – размер шахтного поляпо падению, м;
åm — суммарная мощность пластов, м;
g — средняя плотность угля, т/м3.
hn – мощность наносов, м;
α – угол паденияпластов, град.;
m1, m2, m3 – мощности пластов, м;
h1 и h2– расстояния междупластами, м;
H – размер шахтного поля по падению, м;
S – размер шахтного поля попростиранию, м.
Рисунок 5.1 –Вертикальный разрез шахтного поля
Балансовые запасышахтного поля равны геологическим за вычетом забалансовых запасов, которые неудовлетворяют кондициям их промышленного использования при современном уровнетехники и экономики.
Zбал= Zгеол — Zзаб (5.2)
Согласно действующимкондициям по мощности и зольности к балансовым необходимо отнести пласты помощности: угли марок Г, Ж, К, ОС на крутом падении при мощности пластов более 0,45 м, а на пологом падении – более 0,5 м; угли марок А при мощности пластов более 0,6 м – по зольности; угли марок Д, Г при зольности менее 30%, угли марок Т, А – менее 30%, углимарок Ж, ОС, К при зольности менее 40%.
Если в шахтном полеотсутствуют пласты, которые отнесены к забалансовым, то в этом случаенеобходимо принимать величину балансовых запасов равную геологическим.
Промышленные запасынеобходимо определять путем исключения из балансовых запасов проектных потерь,тыс.т.
Zпром = Zбал — å Zп, (5.3)
где åZп – проектные потери угля, т.
Проектные потери углявключают в себя потери в целиках и эксплутационные потери, тыс.т
åZп = Zоц+ Zбц + Zэ (5.4)
Потери угля в охранных ибарьерных целиках следует рассчитывать согласно правилам охраны сооружений. Приотсутствии данных о потерях в целиках их следует ориентировочно приниматьравными: на пологих пластах 1% балансовых запасов, а на крутых – 2%.
Zц = Zоц + Zбц = (0,01 ¸ 0,02) Zбал (5.5)
Эксплуатационные потеринеобходимо рассчитывать по формуле
Zэ = ( Zбал — Zц ) k, (5.6)
где k — коэффициент эксплуатационныхпотерь (при разработке тонких пластов k = 0,05-0,10; при разработке пластов средней мощности и мощных k = = 0,10-0,15);
Zц — суммарные потери угля в охранных и барьерныхцеликах, тыс.т.
Вцелом, количествополезного ископаемого, добываемого из месторождения или шахтного поля,необходимо оценивать коэффициентом извлечения, который показывает, какая частьбалансовых запасов выдается на поверхность
Zпром
С = ¾¾¾
Zбал
Величина его зависит отгорно-геологических факторов. При ориентировочных расчетах величинукоэффициента извлечения следует принимать для пластов: тонких – 0,92-0,90;средней мощности 0,88-0,85; мощных крутых – 0,80-0,75.
5.4 Режимработы, мощность и срок службы шахты
Режим работы шахты подобыче угля необходимо принимать следующим:
— число рабочих дней вгоду – 300;
— число рабочих смен подобыче угля в сутки – 3, а в особо сложных горно-геологических условиях, гденеобходимо проводить противовыбросные мероприятия – 2;
— продолжительностьрабочей смены на подземных работах – 6 часов;
— продолжительностьрабочей смены на поверхности – 8 часов.
Режим работы трудящихсянеобходимо принимать из расчета пятидневной недели (шахта работает 6 дней внеделю, а рабочие – 5 дней в неделю со скользящим выходом в течение недели).
Проектная мощность шахтыдолжна обосновываться с учетом величины промышленных запасов и рекомендаций,изложенных в работе [2].
Годовую производственнуюмощность шахты ориентировочно можно принимать по данным таблицы 5.1.
Таблица 5.1 – Значенияпроектной мощности шахты при различных запасах угля в шахтном поле
Промышленные
запасы угля, тыс.т
Zпром
До
40000
50000 –
60000 70000
80000 –
90000
100000 –
120000
Производственная
мощность шахты,
тыс.т/год 900 1200 1500
1800
2100
Промышленные
запасы угля, тыс.т
Zпром. 120000-140000 140000-160000 160000-180000 свыше 200000 Производственная мощность шахты, тыс.т/год 2 400 3 000 3 600 4 500 – 6 000
Расчетный срок службынеобходимо определить как производную величину, лет
Tр = Zпром / A, (5.9)
где А – принятая изтаблицы 5.1 годовая производственная мощность шахты, тыс. т.
При этом следуеториентироваться на сроки службы для шахт, мощностью до 1,8 млн.т в год не менее50 лет, а при мощности шахт более 1,8 млн.т – не менее 60 лет.
Полный срок службы шахтынеобходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет
Т = Тр + 0,5 t, (5.10)
Фактическое суммарноевремя на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовойпроизводственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить поформуле, лет
t =2,3 + 1,8 А, (5.11)
где А – млн.т/год.
5.5 Вскрытиешахтного поля
При выборе схемы вскрытиянеобходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:
высокую концентрациюгорных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологическихусловиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;
минимально необходимыйобъем проводимых и поддерживаемых выработок;
обеспечение своевременнойподготовки выбывающей линии очистных забоев;
бесступенчатый инепрерывный транспорт;
строительство шахт вминимальные сроки;
постоянство качестварабочей продукции.
Вопросы вскрытия должнырешаться с учетом всех пластов в шахтном поле.
При обоснованиирационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значениятаких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, уголпадения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояниемежду поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значенийразмеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этотдополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о примененииодно- или многогоризонтной схемы вскрытия.
Расстояние от верхнейграницы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытиявертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.
Угол падения пластов всочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительнойвскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).
Для пологих и наклонныхпластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:
вертикальными стволами скапитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтногополя по падению;
наклонными стволами длявыдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнениявспомогательных
операций с капитальнымквершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения – с этажнымиквершлагами.
При размерах шахтногополя по простиранию более 8000 м, газоносности пластов более 15 м3/ти мощности шахты свыше 1,8 млн.т необходимо отдавать предпочтение блоковомуспособу вскрытия с независимым проветриванием каждого блока и транспортом угляпо штрекам к центральному стволу.
Для крутонаклонных икрутых пластов – вертикальными стволами с наклонными квершлагами, при этомзакладку стволов предусматривать, как правило, в лежачем боку свиты дляисключения возможности их подработки и уменьшения потерь угля в охранныхцеликах под промплощадку.
При вскрытии должнообеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только приразработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200 м.
В районах с гористымрельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетаниисо слепыми вертикальными стволами.
Кроме перечисленных схемвскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и техническиосуществимые схемы вскрытия. Выбранную схему вскрытия необходимо изобразить налисте графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.3).
Глубину ствола определятьпо формуле, м
HС = LБ * sin a + h3 + hH, (5.12)
где LБ — наклонная длина бремсберговой части шахтного поля,м;
h3 – глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа вспомогательногоствола принимать 6-7 м, а главного ствола – 20-40 м;
hH – мощность наносов или расстояние отземной поверхности до верхней границы шахтного поля, м.
Длину квершлага LK определять по формуле, м
åh
Lк= ¾¾¾, (5.13)
sin a
где åh – суммарная мощность междупластья,м.
При малых углах падения (a
Lнк = Lк * sin b, (5.14)
где Lк — длина горизонтального квершлага, м.
В случае применениямногогоризонтных схем вскрытия аналогичным образом необходимо определятьвеличину углубки ствола и размеры квершлагов.
5.6 Выборспособа подготовки шахтного поля
Выбор и обоснованиеспособа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетомгорно-геологических и горно-технических факторов: размера шахтного поля попростиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов,естественной газоносности и наличия геологических нарушений.
Необходимо приниматьследующие способы подготовки шахтного поля:
для пластов с угламипадения до 100– погоризонтный способ подготовки с отработкойлавами, подвигаемыми по падению (восстанию);
для пластов с угламипадения от 100до 180– панельный способ подготовки сотработкой ярусов лавами, подвигаемыми по простиранию;
для крутых и наклонныхпластов – этажный способ подготовки с групповыми штреками, проводимыми сглавных этажных квершлагов и промежуточными квершлагами.
При пологом и наклонномпадении разработку пластов предусматривать, как правило, в бремсберговых полях;
разработку уклонамипринимать только для последнего горизонта.
При разработке пластов набольших глубинах с высокой газоносностью и высокими температурами боковых породпредусматривать восходящее проветривание уклонных полей. Наклонную высотугоризонтов принимать 1000-1200 м, а при погоризонтной подготовке до 1500 м.
Размер панели попростиранию Lп принимать 2000-3000 м. Принятые размеры необходимо корректировать исходя из необходимости деления шахтного поля нацелое число панелей, а также с учетом крупных геологических нарушений итехнических возможностей проветривания подготовительных выработок.
Расчет количества панелейпо простиранию производить по формуле
S
Nп = ¾¾ , (5.15)
Lп
где S – размер шахтного поля попростиранию, м;
LП — размер панели по простиранию, м.
При пологом залеганиипластов наклонная высота яруса (этажа), м
Нвэт = nл l + åhц + åhш, (5.16)
где nл – число лав в ярусе или этаже, расположенных друг поддругом по линии падения;
l — длина лавы, м;
åhц – суммарная высота целиков по линиипадения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционнымиштреками, а также между этажами и под этажами, ярусами и подъярусами, м (прибесцеликовых способах охраны выработок åhц = 0);
åhш – суммарная ширина штреков и просеков в этаже илиярусе в плоскости пласта, м.
При разработке крутыхпластов вертикальную высоту этажа принимать 110-130 м.
Наклонную высоту этажаопределять по формуле, м
Ннэт= />, (5.17)
где a — угол падения пластов, град.
При наличии несколькихрабочих пластов необходимо обосновывать целесообразность их разработкиодновременно или последовательно группами.
При этом следуетучитывать их сближенность, марки, качество угля, защитное действие пласта идругие факторы. При групповой разработке сближенных, особенно наклонных икрутых пластов, расстояние между промежуточными квершлагами определятьрасчетом.
Количество одновременноразрабатываемых пластов определять в зависимости от проектной мощности шахты инагрузки на очистной забой.
При пологом и наклонномзалегании пластов следует принимать, как правило, одновременную отработку 2-3пластов, при крутом залегании – не более 70-75% рабочих пластов, а при наличии50% пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, — 60% рабочих пластовот общей мощности пластов в свите.
Для устойчивой работышахт, разрабатывающих пласты пологого и наклонного падения, как правило,принимать запасы угля в пределах горизонта из расчета обеспечения работыкаждого не менее 15лет, а для шахт, разрабатывающих пласты крутого падения, неменее 10 лет.
Выемка отдельных пластовили групп пластов должна быть увязана в пространстве и времени. Как правило,необходимо применять нисходящий порядок отработки пластов, который долженобеспечивать максимальное использование защитного действия горных работ,проведение очистных и подготовительных выработок вне зоны опорного давления отсмежных разрабатываемых пластов. Восходящий и смешанный порядок применять лишьпри первоочередной отработке защитных пластов.
При разработке свитпластов и этажной подготовке шахтного поля предусматривать группирование пластовс отработкой выемочных полей прямым ходом с откаткой на передние промежуточныеквершлаги, пройденные с этажных полевых и групповых штреков.
При панельном ипогоризонтном способах подготовки необходимо принимать прямой порядок отработкибремсберговых полей и обратный порядок отработки уклонных полей (от границшахтного поля к стволам).
В пределах выемочногополя или панели необходимо принимать, как правило, обратный порядок отработкиэтажей (ярусов).
Следует широко применятьпроведение групповых выработок для разработки 2-4 угольных пластов.Группирование сближенных пластов применять при расстоянии между пластами понормали до 40 м. Групповые выработки располагать в лежачем боку пластов ипроводить по пласту с устойчивыми боковыми породами.
Выбранную схемуподготовки поля необходимо изобразить на листе графической части в масштабе1:10000 (рис. 5.4 и рис. 5.5)
5.7 Выборсистемы разработки
Выбор системы разработкинеобходимо проводить методом прямого отбора по принципу соответствия ееосновным геологическим и горно-техническим условиям залегания пластов в шахтномполе с учетом достигнутых технико-экономических показателей. При этом следуетучитывать также и факторы, влияющие на эффективность применения современныхсредств механизации очистных работ, надежность работы подземного транспорта,величину потерь полезного ископаемого, вопросы охраны труда и окружающей среды,пожарную безопасность [3].
Описать выбранный вариантсистемы разработки и указать ее основные параметры [4].
В зависимости отгорно-геологических условий целесообразно применять для пологих и наклонныхпластов мощностью до 3,5 м, а при соответствующей механизации до 4,5 м, при панельной подготовке – длинные столбы по простиранию, при погоризонтной – длинные столбыпо восстанию, а на необводненных пластах – по падению; выемку по восстаниюпласта мощностью более 1,5 м принимать при наличии соответствующих научныхрекомендаций и обоснований.
При разработке тонких исредней мощности пластов следует применять системы разработки без оставленияцеликов угля и с повторным использованием штреков с охраной их искусственнымижесткими полосами из бетонных плит и других материалов. При мощности пластасвыше 2,5 м применять проведение выемочных выработок вприсечку к выработанномупространству.
Для пластов мощностьюболее 3,5 м предусматривать деление их на наклонные слои с выемкой угля вкаждом слое длинными столбами.
Толщину слоев притехнологии выемки угля с индивидуальной крепью принимать в пределах 2-2,5 м, а при применении механизированных крепей – до 3,5 м.
Для пластов мощностьюболее 7 м необходимо применять комбинированную систему разработки в разныхвариантах с использованием гибкого перекрытия.
Для условий, в которыхприменение системы разработки длинными столбами невозможно или экономически неоправдывается, необходимо применять комбинированную или сплошную системуразработки. Сплошную систему разработки, особенно с проведением штреков вследза лавой, принимать на тонких (до 0,8 м) пластах с углами падения до 150на глубоких горизонтах, при пучащих вмещающих породах, а также на пластах,опасных по внезапным выбросам угля и газа.
На крутых икрутонаклонных пластах при мощности до 1,5 м принимать отработку этажей длинными столбами по простиранию с откаткой грузов и выводом исходящей струи напередние промежуточные квершлаги.
При мощности пластов от0,7 до 3,5 м необходимо принимать систему разработки длинными столбами свыемкой по падению с различного рода щитовыми агрегатами.
Выбранный вариант системыразработки изобразить на листе графической части в масштабе 1:5000 (рис. 5.6).
5.8 Технология,механизация и организация очистных работ
Выбор средств комплексноймеханизации очистных работ следует обосновывать применительно кгорно-геологическим условиям одного из разрабатываемых пластов шахтного поля.
При проектировании шахтнеобходимо предусматривать комплексную механизацию и автоматизацию работ вочистных забоях, наиболее прогрессивные виды оборудования, обеспечивающиевысокие технико-экономические показатели, минимальную трудоемкость имаксимальную безопасность труда. Выбор средств механизации производить с учетомпрогноза развития техники в ближайшие годы.
Оборудование очистногозабоя необходимо выбирать в такой последовательности: тип и типоразмервыемочной машины; средства доставки угля по лаве; средства крепления очистногозабоя [5].
Тип и типоразмервыемочной машины необходимо выбирать путем сопоставления техническиххарактеристик, приведенных в табл. 5.2, с горно-геологическими условиями. Еслипри этом окажется, что в условиях проектируемой лавы допустимо применениенескольких видов выемочных машин, то окончательное решение следует приниматьруководствуясь данными табл. 5.3
Выбрав тип выемочноймашины, определить ширину захвата ее исполнительного органа. Для узкозахватныхкомбайнов ширину захвата следует принимать 0,63 м для пластов мощностью 1,2 – 2,5 м; 0,8 м для пластов мощностью менее 1,2 м; 0,4 м – при неустойчивой непосредственной кровле или при выемке крепких углей и антрацитов дляулучшения их сортности.
Для стругов ширинуполосы, вынимаемой за цикл, принимать в пределах 0,8 – 1,2 м.
Таблица 5.2 – Техническаяхарактеристика выемочных машинТип выемочной машины
Вынимаемая мощ-ность пласта,
м
Угол падения при работе по простиранию,
град.
Ширина захвата,
м
Сопротивляемость
угля резанию,
кН/м К 103 0,7 – 1,1 35 0,8 250 КА 80 0,8 – 1,2 35 0,8 300 МК67М 0,7 – 1,0 35 0,8 300 1К101 0,75 – 1,2 35 0,63 –0,8 270 2К52МУ 1,1 – 1,9 35 0,63 – 0,8 250 1ГШ-68 1,25 – 2,5 35 0,63 – 0,8 300 КШ 1КГ 1,35 – 2,8 25 0,63 – 0,8 300 2КШЗ 1,8 – 3,3 35 0,63 – 0,8 300 1УСБ67 0,9 – 2,0 20 0,15 150 УСТ 2М 0,55 – 1,0 25 0,10 200 СО75 0,55 – 1,2 35 0,07 250 СН75 0,65 – 1,2 35 0,07 300 УСВ 0,8 – 1,9 35 0,10 300
Таблица 5.3 – Условиярационального применения выемочных машин
Определяющие горно-
геологические условия Струги Тип исполонительного органа узкозахватного комбайна шнековый Буровой
барабан-
ный 1 2 3 4 5 Угли энергетических марок + – + –
Наличие природных вклю-
чений – + + –
Отжим пласта: слабый
сильный
–
+
+
+
+
+
+
–
Высокая спаянность
пласта на контакте с
кровлей и почвой – + – + Вязкий уголь – + + + Неустойчивая кровля – + + + Неустойчивая почва – + + + Тектоническая нарушенность с амплитудой сброса до 0,5 м – + – +
Примечание: “+”целесообразно применение;
“-“ нецелесообразноприменение.
Тип забойного конвейеранеобходимо выбирать по табл. 5.4, учитывая при этом вынимаемую мощность пласта,угол его падения, тип принятой выемочной машины.
Таблица 5.4 –Характеристика забойных конвейеров и комбайнов
Тип
конвейера
Мощность
пласта,
м
Угол падения пласта,
град.
Производи-тельность,
т/ч Тип комбайна СП 202 0,85 – 2,0 35 600
К103
МК67М СПЦ151 0,8 – 1,2 35 550 КА80 СПМ87Д 1,1 – 1,9 35 575
2К52МУ
1ГШ-68 КИЗМ 1,2 – 2,8 25 620
1ГШ-68
КШ КГ СУОКП 2,0 – 3,0 35 580
КШЗ
1ГШ-68 СПМ 130 1,8 – 3,5 35 530 КШЗ
При выборе средствкрепления очистного забоя необходимо выбрать способ управления кровлей, а такжекатегорию кровли по обрушаемости и устойчивости.
На основании исходныхданных изобразить стратиграфическую колонку (рис. 5.7) в масштабе 1:100,используя классификацию ДонУГИ, выбрать способ управления кровлей и средствакрепления [6].
В качестве основногоспособа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологогопадения применять полное обрушение кровли, а на пластах наклонного и крутогопадения – полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку.
Управление кровлейчастичной или полной закладкой выработанного пространства применять в случаях,когда это необходимо для безопасного ведения горных работ, охраны поверхностиили по экономическим соображениям.
Тип механизированнойкрепи выбирать по табл. 5.5 с учетом горно-геологических условий: мощностипласта, угла падения, типа выемочной машины и забойного конвейера [7]. При этомследует учитывать, что применение механизированных крепей нерационально принеустойчивой кровле; непереходимых геологических нарушениях; длине выемочногополя менее 800 м; водопритоке в лаву более 10 м3/ч, а также приналичии труднообрушаемой кровли, если в лаве не предусмотрено разупрочнениепород или использование крепей с повышенным сопротивлением.
В длинных очистных забояхрекомендуется применять следующее наиболее эффективное оборудование:
на пластах пологогопадения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговымиустановками, безразборными передвижными забойными конвейерами имеханизированными гидрофицированными крепями со средствами гидроавтоматическогоуправления;
на пластах наклонного икрутого падения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами илиструговыми установками и механизированными гидрофицированными крепями, а при необходимостии с оборудованием для закладки; комплексы оборудования, состоящие из щитовойкрепи и выемочно-доставочных машин при выемке полосами по падению.
Таблица 5.5 – Техническаяхарактеристика механизированных комплексов
Очистной
комплекс
Мощность
пласта,
м
Угол паде-
ния пласта,
град.
Длина
лавы,
м Тип выемочной машины КМ103 0,7-1,23 35 200 К103 КД80 0,8-1,2 35 180 КА80 КМК97Д 0,7-1,2 20 180 МК67М, 1К101 КМК98 0,7-1,2 20 180 МК67М, 1К101 Донбасс М 0,8-1,2 25 180 МК67М, 1К101 КМ87-УМЭ 1,05-1,95 15 170 2К52МУ, 1ГШ68 КМ87-УМН 1,05-1,95 35 170 2К52МУ, 1ГШ68 КМ-88 1,0-1,9 15 170 1К101, 2К52МУ, 1ГШ68 К1МКС 1,1-1,9 20 200 УСБ67, УСВ, СН75, СО75 1МКМ 1,4-1,75 15 100 КШ1КГ
ОКП 1,9-3,5 20 150 КШ1КГ, 2КШЗ
КМ130 2,5-3,5 35 120 2КШЗ
2УКП 2,2-4,2 35 170 2К52МУ, 1ГШ68, 2КШЗ
КМС97Д 0,7-1,2 20 180 УСТ2М, СО75, СН75
КМС98 0,7-1,2 20 180 УСТ2М, СО75, СН75
/> /> /> /> /> /> /> />
В сложныхгорно-геологических условиях, когда применение механизированных крепейнеэффективно, необходимо применять комплексы оборудования с узкозахватнымикомбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными скребковымиконвейерами, гидропередвижчиками и индивидуальной металлической крепью – забойнымии посадочными стойками (преимущественно гидравлическими с внешним питанием) ишарнирными верхняками.
Выемку тонких пластов всложных горно-геологических условиях следует предусматривать с помощьюбурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия людей, а накрутых пластах – комплексами КМД-72.
После выбора основногооборудования в лаве необходимо выбрать вспомогательное оборудование. При выемкепласта по простиранию с углами падения 90и более и работе комбайнас рамы конвейера следует применять предохранительный канат с поддерживающейлебедкой ЛГКН.
При выемке угляузкозахватными комбайнами различают две принципиальные схемы: челноковую иодносторонюю. Выбирая одну из них, необходимо руководствоваться следующимисоображениями:
челноковая схема нерациональная при значительном отжиме угля, погрузка которого на конвейер приданной схеме недостаточно эффективна;
односторонняя схема нерекомендуется при залегании в непосредственной кровле неустойчивых пород,наличии ложной кровли, а также при добыче энергетических углей, для которыхнежелательно переизмельчение в процессе погрузки.
В тех случаях, когдаконструкция исполнительного органа применяемых выемочных машин обеспечиваетсамозарубку, использовать безнишевую технологию, предусматривающую самозарубкукомбайнов: фронтальную или по способу “косой заезд”.
Фронтальную самозарубкуприменять при расположении исполнительных органов по обоим концам копруса иснабжении их исполнительных органов
торцевыми буровымирезцами. Для остальных узкозахватных комбайнов следует применять самозарубку впласт “косыми заездами”. При этом челноковую схему выемки следует применять длякомбайнов с двухсторонними исполнительными органами, а одностороннюю – прилюбом их расположении.
Для сокращения размеровниш необходимо применять двухкомбайновую выемку. В таком случае комбайны должныбыть повернуты исполнительным органом в сторону соответствующих концевыхучастков лав.
Применение различных схемсамозарубки комбайнов сопровождать выносом приводов конвейеров на штреки. Приэтом ширина штреков должна составлять 4-5 м.
Для выемки нишпредусматривать нишенарезные комбайны. Ширину ниш принимать не менеедвухкратной ширины захвата исполнительного органа комбайна.
Предусматривать креплениесопряжений лавы со штреком механизированными крепями (рис. 5.8)
5.9 Определениепараметров очистного забоя
Длину лавы необходимоустанавливать исходя из условий полного использования имеющегося в лавеоборудования, нормального проветривания забоя, а при разработке запасов набольших глубинах следует также учитывать и температурный фактор.
Длину лав, оборудованныхмеханизированными комплексами, определять по конструктивным параметрам из табл.5.5 /8/.
Нагрузку накомплексно-механизированный забой, оборудо-ванный узкозахватным комбайном,определять по формуле 5.18, т/сут
n[T – (Tпз + Tп+Tо)] * Kн * Lр * r * m * g *C
А = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾, (5.18)
Lм (1/nр+ 1/nm+ tБ ) + t
где n – число смен по добыче, в сутки
T – длительность смены, мин, (360 минпри шестичасовой смене);
Тпз – время наподготовительно-заключительные операции в смену, мин, (15-20 мин);
Тп – суммарноевремя учитываемых технологических перерывов организационно-технических простоевв смену, мин (10-15 мин);
То – время наотдых, мин, (15 мин в смену);
Кн –коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта навыемочном участке (формула 5.19);
L – длина лавы, м;
r – ширина захвата исполнительногооргана выемочной машины, м;
m – вынимаемая мощность пласта, м;
g — средняя плотность угля, т/м3;
С – коэффициентизвлечения угля в лаве (0,98);
Lм – длина машинной части лавы (без учета суммарнойдлины верхней и нижней ниш, равной примерно 10 м, при самозарубывающихся комбайнах ниши отсутствуют), м;
nр — рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (табл.5.6);
nм – маневровая скорость подачи комбайна при зачисткелавы, м/мин (при работе комбайна по челноковой схеме это слагаемое неучитывается – оно равно нулю (табл. 5.6);
tВ – время на вспомогательные операции, отнесенные к 1 м длины машинной части лавы, мин (0,1 мин);
t – продолжительность концевыхопераций для подготовки лавы к следующему циклу, мин (15-20 мин).
Коэффициент надежностимеханизированного комплекса по техническим отказам определять по формуле
1
Кн = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾, (5.19)
1 + (1/Кк – 1)+ (1/Ккр – 1) + (1/Ккл –1) + (1/Кп – 1) + nк(1/Клк –1)
где Кк –коэффициент готовности комбайна (0,94);
Ккр –коэффициент готовности механизированной крепи (0,93);
Ккл –коэффициент готовности конвейера лавы (0,94);
Кп –коэффициент готовности сопряжения с перегружателем (0,94);
nк – число конвейеров на транспортной выработке;
Клк –коэффициент готовности ленточного конвейера на транспортной выработке (0,97).
Рабочую скорость подачикомбайна принимать с учетом фактической сопротивляемости угля резанию потаблице 5.6.
С учетом наличия зоныотжима фактический показатель сопротивляемости угля резанию определять поформуле /8/, кН/м
Аф = `A*kотж, (5.20)
где kотж – коэффициент отжима угля впризабойной зоне пласта
r – 0,1
kотж = 0,48 + ¾¾¾¾, (5.21)
r + mв
где r – ширина захвата, м;
mв – вынимаемая мощность пласта, м.
Если коэффициент отжимапри расчете получится больше единицы, то его принимать kотж = 1.
Таблица 5.6 – Значениярабочих и маневровых скоростей подачи для различных типов комбайнов
Тип
Комбайна
Рабочая скорость подачи комбайна nр(м/мин) при фактической сопротивляемости угля резанию Аф (кН/м)
nм,
м/мин 30-120 121-240 241-300 К103 3,10-2,91 2,9-2,71 2,7-2,5 4,7 МК67 3,2-2,96 2,95-2,71 2,7-2,45 5,0 1К101У 4,4-3,91 3,9-3,41 3,4-2,9 6,0 2К52 4,4-3,93 3,92-3,45 3,44-3,0 7,8 1ГШ68 5,0-4,58 4,57-4,15 4,14-3,7 7,7 К80 3,1-2,91 2,9-2,71 2,7-2,4 5,0 КШ1КГ 2,7-2,41 2,4-2,11 2,1-1,8 7,6 КШ3 2,9-2,81 2,8-2,71 2,7-2,6 7,7
Рабочую скорость подачикомбайна необходимо скорректировать со скоростью передвижения механизированнойкрепи с учетом состояния пород кровли и почвы пласта, м/мин
nкр = nрасч * Кпл, (5.22)
где nкр – средняя скорость передвижениякрепи, м/мин;
nрасч – расчетная скорость передвижениякрепи, принимать по данным табл. 5.7, м/мин;
Кпл –коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимостиот состояния почвы и кровли пласта.
Таблица 5.7 – Техническаяхарактеристика крепиКрепь
Кпл
nрас,
м/мин Вынимаемая мощность пласта, м
Минимальное сечение в свету, м2 (Sоч.min) М-81Э 0,94 2,5 2,0-3,2 3,5-6,3 М-87 0,94 5,1 1,15-1,95 2,3-4,6 МК-97 0,92 4,8 0,7-1,3 1,5-3,4 М-103 0,94 4,5 0,7-0,95 1,4-1,9 ОКП 0,85 2,15 1,85-3,0 2,7-5,4 “Донбасс”-М 0,94 5,0 0,8-1,2 1,56-2,5 КД-80 0,94 5,0 0,85-1,2 1,7-2,4 М-88 0,93 4,9 1,0-1,3 2,3-2,7 1МКМ 0,92 4,75 1,4-1,75 2,8-3,8
Скорость подачи комбайнаи средняя скорость передвижения крепи, полученная по формуле (5.22), сопоставляетсяи принимается наименьшее значение для определения нагрузки на лаву.
Полученную величинунагрузки на очистной забой необходимо проверить по фактору проветривания /9/.
Максимально допустимуюнагрузку на очистной забой по газовому (метановому) фактору необходимоопределять по формуле (5.23), т/сут
Аmax = Аp * Ip-1,67[Qp( C – Co)/194]1,93, (5.23)
где Iр и Ар – абсолютная метанообильность (м3/мин)и нагрузка на лаву (т/сут) при которой была определена метанообильность (заданав исходных данных);
С – допустимая по ПБконцентрация метана в исходящей струе воздуха, С = 1,0%;
Со –концентрация метана в поступающей струе воздуха, Со=0,05%;
Qp – максимальный расход воздуха влаве, м3/мин.
Qр= Qmax* kоз= 60 * Sоч.min* nmax* kоз , (5.24)
где Sоч.min– минимальная площадь поперечногосечения призабойного пространства лавы, м2, принимать по таблице5.7;
kоз – коэффициент, учитывающий движениевоздуха по части выработанного пространства, принимать kоз = 1,25;
nmax – максимально допустимая по ПБскорость движения воздуха по лаве, nmax = 4,0 м/с.
Если Аmax получится меньше чем принятаянагрузка, то необходимо предусмотреть снижение абсолютной метанообильности лавы(Iр) с помощью искусственной дегазации, м3/мин
I¢р= Iр * kдег, (5.25)
где kдег – коэффициент искусственнойдегазации, изменяется от 0,4 до 0,8.
Значение коэффициентадегазации необходимо принимать в зависимости от условий разработки пласта всоответствии с рекомендациями, изложенными в /10/.
По формуле (5.23)рассчитывать максимальную нагрузку по газовому фактору (Аmax) с учетом дегазации, для чего вформулу (5.23) вместо Iр подставитьI¢р .
При этом должнособлюдаться условие А>Аmax .
Прогрессивность принятыхрешений оценивать сравнением полученных результатов с нормативной нагрузкой/Приложение 3/.
Установленную нормативнуюнагрузку (Ан) в данных условиях сравнивать с принятой (А).
При А > Ан окончательно принять Ан.
При А
Зная суточную добычу,определить месячную и годовую нагрузку, а также суточное, месячное и годовоеподвигание лавы с учетом ее длины.
Нормативы нагрузки наочистной забой определены с учетом вынимаемой мощности пласта, устойчивостинепосредственной кровли, прочности почвы, сопротивляемости угля резанию, длиныочистного забоя, типа крепи очистного забоя и выемочной машины.
При разработке нормативовугли приняты хрупкие, режим работы – трехсменный, по шесть часов в смену,плотность угля в массиве 1,3 т/м3, залегание пластов –горизонтальное при отсутствии осложняющих ведение горных работгорно-геологических факторов (геологические нарушения, сложная гипсометрия идр.).
В конкретных условиях,если хотя бы один фактор отличается от принятых при составлении таблицнормативов нагрузки на очистной забой, Ан, т/сут, определяется поформуле
nсм Tсм g
Ан= (Ао +а * Dlоз) * ¾¾¾¾¾ * ¾¾ * К, (5.26)
1080 1,3
где Ао –норматив нагрузки на очистной забой. При отличии вынимаемой мощности отзначений, приведенных в таблицах, определяется по интерполяционной формуле
m – m1
А0 = А1+ ¾¾¾¾ * (А2 – А1), (5.27)
m2 –m1
где m1,m2 – соответственно ближайшее меньшее ибольшее табличные значения 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; принимается в зависимости от средств механизации, угла падения пласта и состояниянепосредственной кровли. Если длина очистного забоя больше указанной в таблицах,поправка принимается со знаком плюс, если меньше – со знаком минус. Если длинаочистного забоя превышает предельное значение, указанное в таблицах длясоответствующих условий, норматив нагрузки определяется исходя из предельныхзначений длины забоя;
Dlоз – разность рассчитываемой иуказанной в табл.3.1-3.15 длины очистного забоя, м;
nсм – число смен по добыче в сутки;
Тсм –продолжительность смены, мин;
1080=360 * 3 –продолжительность работы очистного забоя, принятая при расчете табличныхзначений нормативов нагрузки, мин;
g — плотность горной массы в массивебез учета присекаемых боковых пород, т/м3;
К – коэффициентуменьшения норматива нагрузки на очистной забой угольных шахт со сложными горно-геологическимиусловиями; определяется как произведение коэффициентов уменьшения нормативанагрузки из-за действия отдельных осложняющих горно-геологических факторов,приведенных в Приложении 3, но не ниже 0,25, (Табл. 5.8);
1,3 – плотность горноймассы в массиве, принятая при расчете табличных значений норматива нагрузки,т/м3.
Зная нагрузку на лаву,необходимо определить число циклов, выполняемых в сутки по формуле
nц= A/Qц, (5.28)
где Qц – добыча угля, получаемая при выемке одного цикла, т,определяется по формуле
Qц= L* m* g* n* r* C, (5.29)
где n – количество полос, вынимаемых зацикл;
С – коэффициентизвлечения угля, (0,98).
На листе графическойчасти изобразить положение крепи при минимальной (рис. 5.9) и максимальной(рис. 5.10) ширине призабойного пространства в масштабе 1:100, а такжепланограмму выполнения работ (рис. 5.11).
Таблица 5.8 –Коэффициенты уменьшения нормативов нагрузкиОсложняющие факторы
Значение
коэффиниента Разрывные нарушения 0,8 Ложная кровля, уменьшение мощности пласта, купола обрушения 0,7 –0,8
Выделение воды в лаве: до 5 м3/ч
свыше 10 м3/ч
0,85
0,7 Отсутствие отжима, наличие твердых включений 0,8
Увеличение угла падения:
по простиранию, при 9°
по падению, при 6°
1,0 – 0,7
1,0 – 0,85
5.10Сводкаосновных технико-экономических показателей
Основныетехнико-экономические показатели, полученные при выполнении курсового проекта,представлять в следующем виде:
Угол падения пластов,град.
Мощность разрабатываемогопласта,
Размеры шахтного поля: попростиранию, м
по падению, м
Запасы шахтного поля:балансовые, млн.т
промышленные, млн.т
Мощность шахты: годовая,млн.т
суточная, тыс.т
Срок службы шахты, лет
Схема вскрытия
Способ подготовки
Система разработки
Нагрузка на лаву, т/сут
Длина лавы, м
Тип механизированногокомплекса.
Заключение
Произвести сравнениеосновных проектных технико-экономических показателей работы лавы сфактическими. Дать обобщенный вывод о целесообразности и эффективности принятыхтехнических, технологических и организационных решений, а также возможности ихиспользования и области применения.
6 СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Задачник по подземной разработкеугольных месторождений: Учеб. пособие для ВУЗов / К.Ф.Сапицкий, Д.В.Дорохов,М.П.Зборщик, В.Ф.Андрушко. – Донецк: ГГУ, 1999. – 193 с.
2. Нормы технологического проектированияугольных и сланцевых шахт. — М.: Минуглепром, 1986. – 103 с.
3. Правила безопасности в угольных исланцевых шахтах. – Киев, 1996. — 422 с.
4. Прогрессивные технологические схемыразработки пластов на угольных шахтах / СССР Министерство угольнойпромышленности, Академия Наук СССР, институт горного дела им.А.А.Скочинского. –М.: ИГД им.А.А.Скочинского, 1979. – 331 с.
5. Машины и оборудование для угольныхшахт / Под ред.: В.Н.Хорина. – М.: Недра, 1987. – 424 с.
6. Мухин Е.П. и др. Управление кровлей икрепление очистных забоев с индивидуальной крепью. – Киев: Техника, 1994. – С. 97-105.
7. Комплексная механизация и автоматизацияочистных работ / Под ред.:
Б.Ф.Братченко. – М.: Недра, 1977. –415 с.
8. Килячков А.П. Технология горногопроизводства. – М.: Недра, 1992. – 405 с.
9. Руководство по проектированиювентиляции угольных шахт. – Киев, 1994. – 331 с.
10. Руководство подегазации угольных шахт. – М.: Недра, 1975. – 189 с.
Приложение 1
Министерство образования и науки Украины
Донбасский горно-металлургический институт
Кафедра разработки пластовых месторождений
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
к курсовому проекту по дисциплине «Технология горногопроизводства и обогащения полезных ископаемых»
Выполнил: студент группы
СТЗ – 97-1
ИВАНОВ В.И.
Проверил: доц. каф. РПМ
АЛЕКСАНДРОВ И.В.
Алчевск 2000
Приложение 3
Таблица 3.1 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» и комбайнамиК101Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У* СУ*
Пологие и наклонные пласты
( a до 250)
Длина очистного забоя 150 м
(L= 150 м), сопротивляемость пласта резанию до 2,5 кН/см
(А до 2,5 кН/см)
Почвы от средней до прочной 0,9 660 550 1,0 760 610 1,1 870 690
У* — устойчивые породыкровли `А = 2,5 кН/см = 250 кН/м
СУ* — среднейустойчивости.
Примечания:
1. Если длина очистногозабоя увеличивается до 180 м, то на каждый метр длины забоя после 150 м норматив нагрузки увеличивается на 2,5 т/сут при устойчивой кровле (L=150-180 м +а= =2,5 при У) и увеличивается на 2,0 т/сут прикровле средней устойчивости (L=180-150 м +а = 2 при СУ).
2. Если длина очистногозабоя уменьшается до 120 м, то норматив нагрузки уменьшается из расчета 2,0т/сут при устойчивой кровле (L=150-120 м – а = 2,0 при У) и 1,5 т/сут — при кровле средней устойчивости накаждый метр длины забоя от 150 до 120 м (L=150-120 м – а =1,5 при СУ).
3. При слабых породахпочвы в расчет норматива нагрузки надо вводить поправочный коэффициент 0,8 (прислабых почвах К=0,8).
Таблица 3.2 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ103 с комбайнами К103 Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 350, L= 180 м, А до 3,0 кН/см
Почва от средней до прочной 0,8 825 675 0,9 975 825 1,0 1125 900 1,1 1290 1005
Примечания:
1. L=180-200 м + а = 4 при У и L = 180-200 м + а =3 при СУ.
2. При слабых почвахК = 0,7.
Таблица 3.3 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КД80 с комбайнами КА80Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 350,L=150 м, А до 3,0 кН/см почва от средней до прочной 0,9 858 715 1,0 988 793 1,1 1131 897
Примечания :
1. L= 150-180 м +а = 3 при У и L =150-180 м +а = 2,5 при СУ.
2. L= 120-150 м — а = 2,5 при У и L = 150-180 м — а =2,0 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8
Таблица 3.4 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» с комбайнамиМК67Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 250,L=150 м, А до3,0 кН/см, почва от средней до прочной 0,9 600 500 1,0 700 550 1,1 820 620
Примечания :
1. L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 пи СУ.
2. L=120-150 м – а = 1,5 при У и L = 120-150 м – а = 1,0 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8.
Таблица 3.5 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) скомбайнами 1К101Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 200,L=150 м, А до 2,5 кН/см,
почва от средней до прочной 0,7 500 450 0,9 710 610 1,0 800 650 1,1 900 700 1,3 1130 810
Примечания :
1. L=150-180 м + а = 2,5 при У и L =150-180 м + а = 2,0 при СУ.
2. L= 120-150 м – а = 2,0 при У и L= 120-150 м – а = 1,5 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,7.
Таблица 3.6 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) скомбайнами МК67Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 200,L=150 м, А до 3,0 кН/см,
почва от средней до прочной 0,8 550 450 0,9 650 550 1,0 750 600 1,1 860 670
Примечания :
1. L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 при СУ.
2. L= 120-150 м – а = 1,5 при У и L= 120-150 м – а = 1,0 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,7.
Таблица 3.7 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнамиК101Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 200,L=170 м, А до 2,5 кН/см,
почва от средней до прочной 1,1 920 780 1,2 970 860 1,3 1140 960
Примечания :
1. L=170-200 м + а = 3,5 при У и L =170-200 м + а = 2,5 при СУ.
2. L= 140-170 м – а = 2,5 при У и L= 140-170 м – а = 1,5 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8.
Таблица 3.8 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнамиГШ68Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 200,L=170 м, А до 3,5 кН/см,
почва от средней до прочной 1,2 1000 900 1,3 1100 1000 1,5 1260 1100 1,7 1350 1240 1,9 1500 1370
Примечания :
1. L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.
2. L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,5 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8.
Таблица 3.9 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 с комбайнами 2К52Условия, для которых определен норматив m, м
А,
кН/см
А0, т/сут У СУ
a до 200, L = 170 м,
почва от средней до прочной
1,1 До 2,0 980 860 До 3,0 900 800 1,3 До 2,0 1080 920 До 3,0 1010 860 1,5 До 2,0 1240 1020 До 3,0 1150 980 1,7 До 2,0 1300 1120 До 3,0 1200 1020 1,9 До 2,0 1420 1230 До 3,0 1300 1110
Примечания :
1. L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.
2. L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,0 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8.
Таблица 3.10 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами 2К52Условия, для которых определен норматив m, м
А,
кН/см
А0, т/сут У СУ
a до 150, L = 150 м,
почва от средней до прочной
1,1 До 2,0 1050 900 До 3,0 980 850 1,3 До 2,0 1200 980 До 3,0 1160 930 1,5 До 2,0 1280 1080 До 3,0 1200 1020 1,7 До 2,0 1350 1150 До 3,0 1220 1080 1,9 До 2,0 1500 1270 До 3,0 1390 1150
Примечания :
1. L=150-180 м + а = 4,0 при У и L =150-180 м + а = 3,0 при СУ.
2. L= 120-150 м – а = 3,0 при У и L= 120-150 м – а = 2,0 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8.
Таблица 3.11 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами ГШ68Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ
a до 150,L=150 м, А до 3,5 кН/см,
почва от средней до прочной 1,2 1050 950 1,3 1150 1060 1,5 1320 1150 1,7 1400 1270 1,9 1550 1390
Примечания :
1. L=150-180 м + а = 4,0 при У и L =150-180 м + а = 3,0 при СУ.
2. L= 120-150 м – а = 3,0 при У и L= 120-150 м – а = 2,5 при СУ.
3. При слабых почвахК=0,8
Таблица 3.12 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1МКМ с комбайнами КШ1КГУсловия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ НУ
a до 150,L=100 м, А до 2,0 кН/см,
почва от средней до прочной 1,4 970 850 780 1,5 1090 950 860 1,6 1200 1000 920 1,75 1250 1100 1020
Примечания :
1. L=100-130 м + а = 2,5 при У и L =100-130 м + а = 2,0 при СУ; L =100-130 м + а = 1,5 при НУ.
2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и L= 60-100 м – а = 1,5 при СУ; L =60-100 м — а = 1,0 при НУ
3. При слабых почвахК=0,9
Таблица 3.13 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1МКМ с комбайнами ГШ68Условия, для которых определен норматив m, м
А0, т/сут У СУ НУ
a до 150,L=100 м, А до 3,0 кН/см,
почва от средней до прочной 1,4 1000 880 800 1,5 1130 1060 920 1,6 1270 1100 1020 1,75 1330 1210 1060
Примечания :
1. L=100-130 м + а = 3,0 при У и L =100-130 м + а = 2,5 при СУ; L =100-130 м + а = 2,0 при НУ.
2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и L= 60-100 м – а = 2,0 при СУ; L =60-100 м — а = 1,5 при НУ.
3. При слабых почвахК=0,9.
Таблица 3.14 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 2МКЭ (МК75) с комбайнамиГШ68Условия, для которых определен норматив m, м
А0, при различных почвах, т/сут от сред- ней до проч- ной слабая от сред- ней до проч-ной слабая от сред- ней до прочной слабая
a до 350
L = 100 м
А до 3,0 кН/см 1,6 1270 1120 1150 1020 1010 900 1,8 1330 1200 1270 1150 1090 970 2,0 1550 1410 1390 1260 1190 1050 2,2 1760 1610 1510 1380 1280 1120
Примечания :
1. L=100-130 м + а = 3,0 при У и L =100-130 м + а = 2,5 при СУ; L =100-130 м + а = 2,0 при НУ.
2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и СУ; L =60-100 м — а = 1,5 при НУ.
Таблица 3.15 – Нормативынагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 2МКЭ (МК75) с комбайнамиКШ1КГУсловия, для которых определен норматив m, м
А0, при различных почвах, т/сут от сред- ней до проч- ной слабая от сред- ней до проч-ной слабая от сред- ней до проч- ной сла- бая
a до 350
L = 100 м
А до 2,0 кН/см 1,6 1210 1100 1020 900 950 860 1,8 1290 1170 1090 990 1020 920 2,0 1360 1240 1180 1080 1090 990 2,2 1400 1310 1270 1160 1170 1060
Примечания :
1. L=100-120 м + а = 2,5 при У и L =100-120 м + а = 2,0 при СУ; L =100-120 м + а = 1,5 при НУ.
2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и СУ; L =60-100 м — а = 1,5 при НУ.