ТПГР КП

1

1.Организация курсового проектирования

1.1.Общие положения

Курсовой проект выполняется студентами в V семестре после изучения первой части дисциплины “Технология подземных работ”

Исходные данные для проекта студент получает индивидуально от руководителя проекта.

Целью курсового проектирования является закрепление и углубление знаний, полученных при изучении дисциплины; практическое применение полученных теоретических знаний при решении вопросов вскрытия, подготовки шахтного поля и очистной выемки; развитие у студентов навыков самостоятельно пользоваться учебной, справочной и другой литературой.

В курсовом проекте должны найти отражение современные решения вопросов вскрытия, подготовки и технологии очистных работ.

Руководитель проводит консультации в назначенное время. Явка на консультации является обязательной для каждого студента.

Выполненный курсовой проект сдается руководителю для оценки качества выполнения, а затем защищается перед руководителем проектирования. По результату защиты выставляется итоговая оценка.

Защищенный курсовой проект сдается на кафедру РМПИ и хранится в течение установленного срока.

1.2. Оформление курсового проекта

Курсовой проект состоит из графической части и пояснительной записки.

а) ГРАФИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Графическая часть должна выполняться в соответствии с требованиями ЕСКД на одном листе формата А1 в карандаше или на компьютере и содержать:

3

S – размер шахтного поля по простиранию, м; Н – размер шахтного поля по падению, м;

n

m i – суммарная мощность пластов, м;

i 1

n – число пластов в шахтном поле;– средняя плотность углей, т/м3.

Балансовые запасы определяют по формуле

Zб = Zг – Zзб, т

где Zб – балансовые запасы шахтного поля, т; Zзб – забалансовые запасы, т.

К забалансовым запасам относятся пласты, имеющие мощность менее 0,7 м и некондиционные угли.

k

Zзб = S H mj , т

j 1

где mj – пласты, имеющие мощность менее 0,7 м; k – число некондиционных пластов.

Промышленные запасы определяются по формуле

Zпр = Zб – (qц + qэ), т

где qц – потери угля в охранных и барьерных целиках, т; qэ – эксплуатационные потери угля, т.

Потери в целиках рассчитываются при определении места заложения ствола по методу Л. Д. Шевякова.

Эксплуатационные потери можно определить:

qэ = (Zб – qц) Kэ, т

где Kэ – коэффициент эксплуатационных потерь.

Для тонких пластов K = 0,05¾0,10; для пластов средней мощности и мощных Kэ = 0,10¾0,15.

Зная балансовые и промышленные запасы, определяют коэффициент извлечения полезного ископаемого Сизв:

4

Сизв Zпр .

Z б

2.2.Определение производственной мощности

исрока службы шахты

Годовую производственную мощность шахты ориентировочно можно определить по формуле М.С. Малкина:

где Ар – расчетная производственная мощность шахты, тыс. т/год; Кн – коэффициент надежности технологической цепи шахты, в зависимости от схемы вскрытия и подготовки пластов на гори-

зонте составляет 0,7¾0,9; Кпл – коэффициент, учитывающий влияние числа пластов в

шахтном поле; Кз – коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очист-

ной забой;

Zпр – промышленные запасы угля в шахтном поле, тыс. т;

mо – суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

m – суммарная мощность всех разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

Кг – коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки и угла падения пластов.

Коэффициенты Кпл и Кз определяют:

где no – количество одновременно разрабатываемых пластов; n – количество рабочих пластов в шахтном поле;

5

– коэффициент, учитывающий степень влияния средней нагрузки на очистной забой. При разработке пологих пластов принимается 0,0016; при разработке крутых пластов – 0,002;

Ам – нагрузка на очистной забой, т/мес.; тср – средняя мощность пластов в шахтном поле, м:

mср m , м; n

mср.о – средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, определяется по формуле

mср.о mо , м.

nо

При механизированной выемке на пластах пологого и наклонного падения месячную нагрузку на забой ориентировочно определяют по формуле

Ам = Nmср.оlrnсγ, т/мес.

где N – количество рабочих дней в месяце (25); l – длина лавы, м;

r – ширина захвата комбайна, м;

nс – количество выемочных циклов в сутки;– плотность угля, т/м3.

При выполнении расчета количество одновременно отрабатываемых пластов (nо) принять равным 2. Для индивидуальных заданий это пласты m1 и m2.

Коэффициент влияния глубины разработки и угла падения пластов определяют по формуле

6

где Нв – глубина верхней границы шахтного поля, м (принять в пределах 20¾40 м);

Н – размер шахтного поля по падению, м;– угол падения пластов, град.

Суточная производственная мощность шахты равна:

Ас Аг , т/сут 300

где 300 – количество рабочих дней шахты в году.

Окончательно рекомендуется принимать типовое значение производственной мощности (Аг) из следующего ряда: 0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,4; 3,0; 3,6; 4,5; 6,0 млн т/год.

Расчетный срок службы шахты (Тр) равен:

Тр Zпр , лет.

Аг

Полный срок службы шахты (Т) с учетом периода освоения tо и периода затухания tз составит

Т = Тр + tо + tз, лет.

Для укрупненных расчетов период освоения проектной мощности (tо) шахты и срок затухания добычи (tз) к концу отработки запасов принимают равными 1,5¾2 годам.

2.3. Вскрытие шахтного поля

Выбор схемы вскрытия шахтного поля производится без детального сравнения вариантов. Принимается наиболее часто встречающийся вариант вскрытия пластов в шахтном поле в аналогичных горно-геологических условиях и дается характеристика вскрывающих выработок.

В качестве основных схем вскрытия следует принимать: а) для пологих пластов:

7

–стволами с капитальным квершлагом с отработкой запасов угля в шахтном поле на один транспортный горизонт с бремсберговыми и уклонными полями;

–стволами с горизонтными квершлагами (при значительных размерах шахтного поля по падению) с отработкой запасов бремсберговыми и уклонными полями на каждом транспортном горизонте;

б) для крутонаклонных и крутых пластов в качестве основной схемы принимается вскрытие вертикальными стволами с этажными квершлагами;

в) на месторождениях с гористым рельефом принимать вскрытие штольнями.

2.3.1. Выбор места заложения главного ствола шахты

Место заложения главного ствола шахты как относительно простирания шахтного поля, так и вкрест простирания определяется на основании затрат по транспорту полезного ископаемого к стволу из различных частей шахтного поля за весь срок службы шахты.

При правильной конфигурации шахтного поля расположение главного ствола относительно простирания будет находиться в плоскости, делящей шахтное поле на два равных крыла.

Место заложения главного ствола относительно границ по падению определяется по методу Л.Д. Шевякова.

2.3.2. Построение охранного целика под промплощадку шахты

Охранный целик под промплощадку шахты строится в соответствии с правилами охраны сооружений и природных объектов от вредного влияния подземных разработок на угольных месторождениях, разработанных ВНИМИ (Санкт-Петербург).

Для построения охранного целика размер промплощадки принимается 200€200 м (по 100 м от оси главного ствола, как по простиранию, так и вкрест простирания шахтного поля).

Подсчитывается часть балансовых запасов, попадающая в охранный целик и составляющая общешахтные потери.

8

2.4. Выбор рационального способа подготовки пластов в шахтном поле

Подготовка пластов к очистной выемке осуществляется после вскрытия месторождения и состоит из двух этапов.

На первом этапе проводятся выработки на уровне транспортного горизонта. Этот этап называют способом подготовки. Пластовая подготовка применяется при разработке пластов тонких и средней мощности, с устойчивыми боковыми породами и углями, не склонными к самовозгоранию. Полевая подготовка применяется при неустойчивых боковых породах и на мощных пластах, склонных к самовозгоранию. Полевые штреки располагают в породах лежачего бока вне зоны влияния очистных работ.

На втором этапе проводят подготовительные выработки в плоскости пласта. К ним относятся бремсберги, уклоны, скаты, конвейерные и вентиляционные штреки. В зависимости от угла падения пластов применяют: погоризонтную – при α ≤ 12Â; панельную – при α ≤ 25Â; этажную – при α > 20¾25Â подготовки выемочных полей.

Способ подготовки пластов студент принимает без детальных расчетов, а с учетом теоретических положений и практики шахт Кузбасса.

2.5. Обоснование системы разработки пласта

На пластах пологого падения мощностью до 5,0 м следует применять систему разработки длинными столбами по простиранию при панельной подготовке пластов. Размер крыла панели по простиранию пласта на современных шахтах рекомендуется принимать от 1500 до 2000 м (на отдельных шахтах может достигать 3000 м).

Размеры бремсберговых и уклонных частей панели по падению пласта принимаются в пределах 1200¾1500 м.

Длина комплексно-механизированного очистного забоя принимается в пределах 200¾300 м и должна соответствовать длине механизированного комплекса, поставляемого машиностроительным заводом.

9

Если позволяют условия разрабатываемого пласта, следует применять систему разработки без оставления целиков угля для охраны подготовительных выработок – с сохранением штреков для повторного использования или с проведением новых штреков вприсечку к выработанному пространству (по контакту с обрушенными породами). Бесцеликовые схемы отработки могут рассматриваться при мощности пластов до 3,0 м.

При разработке мощных пластов с углами падения более 55Â следует принимать системы разработки столбами по простиранию с выемкой полосами по падению, восстанию, с делением на слои.

2.6. Технология очистных работ

При выборе средств механизации производственных процессов в очистном забое необходимо ориентироваться на применение комплексной механизации всех процессов, связанных с выемкой, погрузкой и транспортированием полезного ископаемого, креплением и управлением кровлей.

При выборе средств комплексной механизации очистных работ рекомендуется использовать литературу 2 .

Техническая характеристика средств комплексной механизации очистных работ приведена в табл. 1, 2, 3, 4.

Таблица 1 Haбор основного оборудования для отработки пологих

угольных пластов высокопроизводительными комплексами