Тема № 9 выбор места заложения стволов*

Цель работы. Научиться выбирать место заложения главного ствола при благоприятных горно-геологических условиях разработки шахтного поля.

Вскрытие шахтных полей или их частей требует тщательной и своевременной их раскройки. Строительство новых стволов является комплексным процессом.

№ п/п	Расстояние от пов-ти до верхней границы шахтного поля, м	Угол падения пласта	Размеры шахтного поля, м		Число плас-,тов	Мощность пластов, м	Расстояние между пластами, м	Производ­ственная мощность шахты, млн. т в год	Катего­рия шахты по газу
			по прости­ранию	падению
1	60	4	8400	4000	2	1,8, 2,8	40	1,5	I
2	40	10	8000	4100	2	1,9; 1,5	60	1,8	--
3	100	70	8000	4000	5	1,1;1,1;2,0 2,0; 0,8; 0,5	20;30;15; 30	1,2	11
4	120	12	5000	4000	3	1,7;1,4; 2,7	60; 70	1 ,8	III
5	70	12	10000	4000	3	0,9;1.6; 0,8	40; 30	1,5	II
6	80	6	6000	3500	3	4,0;1.3; 4,2	50; 40	2,4	111
7	110	65	4000	600	3	2,0;1,2; 2,5	40; 60	1,8	К
8	300	15	9000	3500	4	0,8;1,2;1 8; 1,4	70; 50; .35	1,5	III
9	100	50	4500	700	4	1,0;0,5;1;1.2	20; 40; 10	1,8	II
10	150	10	6000	3000	3	1,0; 2,4; 1,2	50; 70	1.8	--
11	200	8	7000	3000	4	2,5;1,6;2,8;1,22	100;50;60	2,1	II
12	50	16	8000	2100	3	2,1; 0.6; 0,8	80; 20	1.8	II
13	400	6	10000	4000	3	1,8; 0.9; 0;9	40; 80	0.0	I
14	60	30	5000	3000	3	1.5; 1.6; 1,2	20; 80	1,8	II
15	200	10	8000	4200	2	1,2; 0.7; 1,7	60; 35	1,2	11
16	150	12	7000	1900	3	2.8; .4,1	30; 40	2,4	III
17	80	32	6000	4000	2	2,6;-1.5	20	1,2	III
18	150	6	7000	4800	3	1.6; 1,2; 0.9	90; 65	1.8	II
19	90	16	5000	2000	3	1,5; 1; 1,2	30; 10	1.5	III
20	100	10	6000	2500	3	1,8; 1,4; 2	60; 70	1.8	--

Выбор места заложения определяется многими факторами: горно-геологическими, горнотехническими и социально-экономическими. При этом все большее значение приобретают вопросы охраны окружающей среды.

К основным горно-геологическим факторам, учитывае­мым при выборе места заложения стволов, можно отнести:

• среднюю глубину ведения горных работ;

• размеры шахтного поля по простиранию, падению;

• количество рабочих пластов в шахтном поле;

• количество одновременно отрабатываемых угольных пластов и расстояние между ними;

• условия подработки-надработки и необходимость их осуществления;

• мощность угольных пластов и их угол падения;

• газообильность и водообильность углепородного мас­сива; -

• нарушенность месторождения и рельеф поверхности;

• опасность массива горных пород по горным ударам и внезапным выбросам;

• физико-механические свойства вмещающих пород и полезного ископаемого и другие.

Горнотехнические, факторы, определяющие выбор места положения стволов, могут быть следующие:

• безопасность ведения горных работ;

• пространственное развитие горных выработок и их проветривание;

• условия строительства и эксплуатации стволов на земной поверхности;

• эффективность существующей горной техники и технологии и перспективы их развития на длительный период времени;

• запасы шахтного поля;

• суточная мощность шахты и средняя нагрузка на очистной забой;

• количество подготовительных очистных забоев.

К социально-экономическим факторам, влияющим на выбор места заложения стволов, можно отнести:

• степень свободы действия предприятия;

• предписание Госгортехнадзора и местных властей;

• общественное мнение;

• эффективность инноваций в области горной техники, технологии и средств охраны окружающей среды;

• учет требований охраны окружающей среды и сбере­жение естественных ресурсов;

• применение экологических схем вскрытия месторождений и развитие инфраструктуры;

• составление проектов комплексов поверхности с уче­том архитектуры окружающих строений и характера ланд­шафта;

• наличие подъездных путей, электроснабжения, водо­снабжения и развитие инфраструктуры;

• отвод и очищение технических вод, удаление отходов производства.

Место заложения главного ствола определяется эконо­мическими расчетами после учета вышеперечисленных факто­ров. Выбранный участок должен обеспечивать минимальные общие, первоначальные капитальные затраты и эксплуата­ционные расходы.

Центральное размещение стволов по отношению к вые­мочным полям дает целый ряд преимуществ. К недостаткам следует отнести опасность повреждения ствола при введении очистных работ от центра к границам шахтного поля и вы­сокую долю потерь полезного ископаемого в охранных це­ликах.

Таким образом, любой вариант проведения стволов пред­ставляет собой компромисс между оптимальными значения­ми многих факторов. Поиск оптимума комплекса горно-геологических, горнотехнических, социально-экономических, проектно-конструкторских и природоохранных аспектов, ха­рактерных для каждой конкретной ситуации, остается нере­шенным до сих пор.

При близкой к прямоугольной конфигурации шахтного поля, выдержанной мощности одного разрабатываемого пла­ста и прочих равных условиях оптимальное место заложения главного ствола по простиранию будет в середине шахтного поля (рис. 9.1). Это определяется эксплуатационными затра­тами, связанными с транспортированием полезного ископае­мого, оборудования и материалов. Кроме того, центральное положение главного ствола повышает концентрацию ведения горных работ, улучшает технико-экономические показатели добычи угля.

Затраты, связанные с транспортированием различных гру­зов при отработке шахтного поля, можно оценить по формуле

где — вынимаемые запасы шахтного поля в шахте или количество грузов, отнесенных на 1 т вынимаемых запасов, т;

—затраты, связанные с транспортированием 1 т гру­зов на расстояние 1 км, руб.;

S — количество частей шахтного поля, объединенных об­щей вентиляцией, системой транспорта, временем отработки;

d—число отрезков пути длиной S/К м, проходимых

грузом при выемке всех запасов Q.

Если разбить шахтное поле условно на 4 части (рис. 9.1, а), т.е. K=4, то при расположении ствола в точке (1) число отрезков пути будет d==4, при расположении в точке (2) d=7, при расположении в точке (3) d=10. Таким образом, общие затраты будут возрастать соответственно в 7/4 раза и в 5/2 раза в точках (2) и (3) по сравнению с точкой (1).

При неправильной форме шахтного поля (рис. 9.1,6) ствол необходимо закладывать не в середине шахтного поля (точка 1), а на его равноделящей линии, т. е. в точке (3). При этом должно выполняться условие:

(9.2)

Местоположение ствола по линии падения определяется количеством и размерами этажей, ярусов, горизонтов в шахтном поле. Главный ствол целесообразно располагать так, чтобы число этажей или ярусов по восстанию было не только больше, чем их количество по падению. Это опре­деляется такими факторами, как безопасность ведения горных работ, вентиляция, организация транспорта, управление мерным давлением.

При вскрытии свиты пластов положение главного ствола относительно границ шахтного поля по простиранию определяется плоскостью, равноделящей запасы всех пластов. Место заложения ствола по падению зависит от системы покрытия (рис. 9.2, а).

При равных размерах по простиранию и падению и одинаковой плотности угля всех пластов свиты данные, выражающие запасы угля, можно заменить пропорциональными им мощностями пластов.

При многогоризонтном вскрытии наивыгоднейшее место заложения стволов определяется следующим образом. Все грузы из точек пересечения откаточных штреков с квершлагами проецируются на условную прямую тп (рис. 9.2,6). Затем, воспользовавшись условием, предложенным академиком ( Д. Шеваковым (9.3), находят элементарный груз, определяющий наивыгоднейшее местоположение главного ствола.

Данное условие имеет вид:

где —элементарный перевозимый груз.

Оптимальным местом заложения ствола будет точка, че­рез которую проходит груз q. Если одно из неравенств об­ращается в равенство, то оптимальное место будет находить­ся на линии между равными суммами.

Выражение затрат, связанных с транспортированием гру­зов, можно заменить пропорциональными им мощностями пластов, при соблюдении следующих условии:

• при одинаковой плотности шахтопласта;

• при равных размерах шахтного поля по простиранию и падению на всех шахтопластах;

• при нахождении вынимаемых угольных пластов в од­ной классификационной группе по их мощности;

• при отсутствии значительных затрат, связанных с транспортированием вспомогательных тузов и оборудова­ния, т. е. когда ими можно пренебречь.

Тогда выражение (9.3) можно записать как

где ,—мощность каждого шахтопласта, м;

e—количество горизонтов или этажей в шахтном поле.

Необходимо знать, что затраты на перевозку закладочного материала по горным выработкам выше, чем на перевозку угля. Затраты, связанные с перевозкой материалов и обору­дования при отработке средней мощности и мощных пластов, сопоставимы с затратами на транспортирование полезного ископаемого. Затраты, связанные с транспортированием гор­ной массы, материалов и оборудования но поверхности, как правило, меньше, чем в подземных условиях.

Если шахтное поле имеет неправильную форму, то для нахождения оптимального места расположения главного ствола оно делится на части (рис. 9.3). Центры сбора грузов каждого участка проецируются на оси координат. Затем по формуле (9.3) находится положение груза q , на каждой оси. Координаты точки пересечения определяют оптимальное место заложения главного ствола.

Затраты, связанные с транспортированием грузов при не­правильной форме шахтного поля, можно заменить пропор­циональными объемами их площадей. При этом должны со­блюдаться следующие условия:

• выдержанная мощность пласта в шахтном поле;

• выдержанная плотность угольного пласта.

Тогда условие поиска равноделящей точки шахтного поля примет вид:

где — площади элементарных фигур, составляющих шахт­ное поле, м2;

—элементарная площадь, расположенная вблизи искомого центра, м2.

Контрольный пример. Выбрать оптимальное место заложения главного ствола для свиты угольных пластов и отдельно разрабатываемого с неправильной формой шахтного ноля. Границами шахтного поля являются: по восстанию— выход пласта под наносы, по падению—у отметки горизонта, слева—крупное геологическое нарушение с азимутом 30° .Справа—граница охранного целика с азимутом 135°. Разме­ры шахтного поля: по простиранию верхней границы 8000 м, по падению 4000 м, угол падения пластов 20°, их мощности равны =1,8 м;=2,0 м;=3,0 м, используется двухгоризонтная схема вскрытия, горно-геологические и горно-технические условия позволяют произвести замену затрат, связанных с- транспортированием грузов, на пропорциональ­ные им мощности пластов и площади.

Последовательность решения.

1. Построим разрезы шахтного поля вкрест простирания и по простиранию шахтного поля (рис. 9.4) и разобьем их на части, удобные для расчетов, как показано на рис. 9.2 н 9.3.

2. Из сборных пунктов (рис. 9.4, а) опускаем проекции на линию тп и последовательным сложением находим сумму

, при этом выделив элемент :

Проверяем полученные данные на условие (9.4). Оно, в данном случае, выполняется. Поэтому оптимальное место сложения главного ствола на разрезе вкрест простирания пластов находится на участке между рассчитанными суммами (9.1). Исходя из необходимости обеспечения минимальных потерь полезного ископаемого в охранных целиках, выбираем рациональное место расположения глав­ного ствола (рис. 9.4, а).

3. Из центров тяжестей треугольников (точки пересече­ния их медиан) (рис. 9.4,6) опускаем проекции на оси Y и X и последовательным сложением находим суммы ,на каждой оси, при этом выделив элемент.

По оси X:

По оси Y:

Проверяем полученные данные на условие (9.5). Оно не выполняется, так как +<. Поэтому уменьшаем левое слагаемое:

Проверяем полученные данные на условие (9.5). Оно вы­полняется. Поэтому оптимальное место заложения главного ствола на разрезе по простиранию пласта находится на участ­ке с координатой по оси Х и по оси Y. Рациональное место расположения главного ствола, согласно проведенным рас­четам, показано на рис. 9.4,6.

Порядок выполнения работы

После ознакомления с теоретическими основами выпол­нения, работы студенты в лабораторных условиях изучают места заложения главного ствола с использованием планов горных работ, макетов и плакатов.

На основании исходных данных табл. 9.1 студенты осу­ществляют расчет и вычерчивают схему выбора места зало­жения ствола вкрест простирания и по простиранию пласта.

Таблица 9.1

	Размеры шахтного поля, м		Азимут границы шахтного поля, град.		Мощности угольных пластов, м				Угол падения, град.
	по про­ стиранию	по па-­ дению	слева	спра­ва	1	2	3	4
1	6000	3100	30	135	2,0	2.5	3.0	1,5	10
2	9000	4000	20	170	3,5	3,0	2.8	—	18
3	4000	2000	60	180	3,0	2,0	3,5	—	12
4	5000	3000	10	175	4,0	6,0	-	—	60
5	4000	2000	20	16.5	5.0	4,5	3,0	—	70
6	6000	4000	15	170	6,0	3,0	4,0	—	75
7	10000	3000	45	135	1,1	0,9	1.0	1,2	9
8	5000	3500	25	145	0,7	1.1	0,9	1,3	6
9	6000	3000	10	170	1,6	1,8	2.0	2,2	12
10	7000	4000	20	160	2,0	2,5	2,2	3,0	16
11	8000	2500	30	150	3,5	4,0	4,2	—	20
12	5000	3500	35	145	3,0	4,5	3,5	—	25
13	8000	4000	40	140	8,0	10,0	—		80
14	4000	3000	10	170	2,5	3,0	2.8	3,2	18
15	7000	3000	15	110	1.2	1,7	1,9	—	5
16	6000	3000	25	145	2,0	1,8	1.1	0,8	12
17	9000	2500	29	155	2,1	0,9	1,7	—	18
18	5500	2400	35	135	1.7	1.4	1,2	—	3
19	6500	3100	30	120	2,5	1,7	3.0	4	6
20	7500	2700	20	125	2.3	2.0	0.8	1.2	11

Вопросы для самоконтроля

1. Назовите основные горно-геологические факторы, влия­ющие на выбор места заложения главного ствола.

2. Назовите достоинства и недостатки центрального раз­мещения главного ствола в шахтном поле.

3. Чем определяется выбор места заложения главного ствола по падению, простиранию?

4. Назовите условия, выполнение которых позволяет за­менить затраты на транспортирование грузов мощностями разрабатываемых пластов.

Тема № 10

ИЗУЧЕНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ВЫЕМКИ УГЛЯ В ОЧИСТНЫХ ВЫРАБОТКАХ

Цель работы. Изучение в лабораторных условиях техно­логических характеристик выемочных машин и схем их ра­боты в очистных выработках угольных шахт.

Теоретические основы выполнения работы. Выемка яв­ляется основным процессом технологии добычи угля в очист­ных выработках. Этот процесс направлен на отделение угля от массива с последующей погрузкой его на транспортное средство. Машины, осуществляющие выемку угля, принято называть выемочными. Функциональным элементом выемоч­ных машин, непосредственно осуществляющим выемку угля, является исполнительный орган. Его основное назначение — эффективное разрушение угольного массива на транспорта­бельные куски угля при минимуме измельчения, пылеобразования и удельного расхода энергии.

Выемка угля может быть осуществлена механическим, взрывным, гидравлическим, физическими и комбинированны­ми способами. Преимущественное распространение на уголь­ных шахтах получил механический способ. Гидравлический способ применяется лишь при слабых углях. Физические спо­собы отделения угля от массива достаточно перспективны, но пока еще они находятся на стадии лабораторных и еди­ничных производственных экспериментов.

К выемочным машинам, основанным на механическом раз­рушении угля, относятся врубовые машины, очистные ком­байны, струговые установки.

При помощи врубовых машин механизируют лишь одну операцию процесса выемки угля—зарубку (прорезание вру­бовой щели в пласте угля).

Работа врубовых машин осуществляется по односторон­ней технологической схеме: перемещение по первой от забоя дороге с целью прорезания обычно у почвы врубовой щели в одном направлении и холостой перегон в обратном на­правлении. Врубовая щель предназначена для ослабления массива угля. Затем подрезанный врубовой машиной массив разрушается с помощью буровзрывных работ (в зависимости от мощности пласта бурится один или два ряда шпуров). Отбитый взрывом уголь грузится на конвейер, расположен­ный на второй от забоя дороге. При этом большая часть угля грузится вручную.

Перемещение врубовой машины вдоль очистной выработ­ки осуществляется с помощью каната длиной 20—25 м, один конец которого наматывается на барабан, а второй прикреп­лен к упорной стойке.

Врубовые машины практически полностью в настоящее время вытеснены более эффективными выемочными маши­нами—очистными комбайнами. В небольших количествах «упускаются лишь врубовые машины «Урал-33»,

Очистные комбайны являются комбинированными горны­ми машинами, одновременно механизирующими два процес­са—выемку угля (зарубку и отбойку) и погрузку его на забойный конвейер.

По ширине захвата (ширине полосы угольного массива, вынимаемой исполнительным органом при одном проходе машины) комбайны делятся на широко- и узкозахватные. Первые имеют ширину захвата исполнительного органа более 1,0 м (обычно 1,6; 1,8; 2,0 м), вторые—до 1 м (0,5; 0,63; 0,8; 1,0 м) на пологих и наклонных пластах; 0,9 м— на крутонаклонных пластах.

Широкозахватные комбайны работают по односторонней фланговой технологической схеме, осуществляя выемку угля только в одном направлении. При этом в лаве поддержи­ваются три дороги: машинная, конвейерная и для прохода людей.

Существенным недостатком широкозахватных комбайнов является наличие в технологическом цикле непроизводитель­ных операций по заводке исполнительного органа в пласт и выводу по окончании выемки угля по всей лаве, а также холостому перегону комбайна в исходное положение (обычно в нижнюю часть лавы). Для производства этих операций по концам лавы сооружаются чаще всего буровзрывным способом ниши.

Широкозахватные комбайны перемещаются вдоль забоя лавы с помощью гибких тяговых органов (каната, цепи).

В нашей стране в небольших количествах ведется выпуск широкозахватных комбайнов «Кировец» и 2КЦТГ для маломощных (0,6—0,8 м) пологих пластов.

Узкозахватные комбайны являются основной машиной очистного механизированного комплекса. Они могут приме­рься также в сочетании с индивидуальной крепью в слож-

Струговая выемка является одной из разновидностей узкозахватной выемки. Ей присущи такие преимущества, как возможность эффективной механизации выемки угля на тон­ких пластах, простота конструкции, хорошая сортность до­бываемого угля, меньшее пылеобразозание, снижение удель­ных энергозатрат.

Различают струговые установки статического и динамиче­ского действия. Наибольшее распространение в СССР и за ру­бежом получили струговые установки статического действия. Исполнительный орган этих установок (струг) находится в постоянном контакте с разрушаемым массивом при снятии стружки угля толщиной 50—150 мм за счет статического усилия, создаваемого тяговой цепью. Область применения струговых установок статического действия распространяется только на пласты с углями не выше средней крепости (А=200—250 кН/м). В этой связи в СССР и за рубежом ве­дутся работы по созданию струговых установок динамиче­ского действия для разрушения крепких и вязких углей. В установках данного типа предусмотрено воздействие на угольный пласт не только статического усилия, но и допол­нительного импульса (удара, вибрации).

В табл. 10.3 приведены основные характеристики струговых установок.

Таблица 10.3 Основные характеристики струговых установок

Характеристики	Струговые установки
	УСТ2М | 1УСБ67 | СО75 | |			СН75	УСВ
Мощность пласта, м	0,55—1 ,0	0,9-2.0	0,55—1,2	0,55-1,2	0,8—1,9
Угол падения пласта, град	до 25	до 20	до 35	до 35	до 35
Сопротивляемость угля резанию, кН/м	до 150	до 150	до 200	до 200	до 250
Длина лавы, м	150; 200	200;300	200	250	250
Толщина стружки, м	до 0,10	до 0,15	до 0,07	до 0,07	до 0,1
Скорость движения стру­- га, м/с	0,6; I ,5	0,61	0,74-1,46	0.74-1.46	0,51-(0,92)
Число приводов струга	2	2	2	2	2
Производительность (по выемке угля, т/ч	до 250	170-300	до 300	до 360	до 400

Струги работают по челноковой схеме с автоматическим реверсом по концам лавы. Отбитый уголь грузится лемехом на забойный изгибающийся конвейер (входящий в комплект струговой установки). Неотбитая верхняя пачка угля должна самообрушаться. Передвижение конвейера к забою вслед за проходом струга осуществляется линейными гидродомкратами, установленными на определенном расстоянии друг от друга (3—8 м) за рештачным стволом.

Для размещения приводных головок по концам лавы необходимо буровзрывным способом или с помощью отбой­ных молотков сооружать ниши длиной 6—8 м или выносить приводные головки в примыкающие к лаве выработки боль­шего сечения.

Несмотря на значительные преимущества струговой выем­ки угля, необходимо иметь в виду, что эффективная работа струговых установок возможна лишь при спокойном залега­нии пласта, кровли не ниже средней устойчивости, при отсут­ствии «ложной кровли», наличии плотной почвы. В значи­тельной мере усложняется работа струговой установки при наличии в пласте крепких включений колчедана, кварцита, породных прослойков, пачки крепкого угля у кровли или почвы (земника).

Содержание и порядок выполнения работы

1. В лаборатории процессов подземных горных работ и учебно-демонстрационном зале студенты с помощью действующих моделей, натурных образцов оборудования и стендов изучают технологические параметры выемочных машин, схе­мы их работы.

2. Проводится просмотр кинофрагментов и слайдов, отра­жающих специфику процесса выемки угля в определенных горно-геологических и горнотехнических условиях.

3. По заданным горно-геологическим условиям (табл. 10.4) студенты осуществляют выбор способа выемки угля, типа выемочной машины, технологической схемы ее ра­боты, обосновывают ширину захвата исполнительного органа выемочной машины.

4. Схематически вычерчивается увязка выемочной маши­ны с забойным конвейером (с учетом схемы его передвиже­ния на новую дорогу).

5. Приводится графическая интерпретация технологии вы­полнения концевых операций (при применении самозарубающихся комбайнов на пологих и наклонных пластах приводится схема самозарубки комбайна).

Контрольные вопросы и задания

1. Что называется исполнительным органом выемочной мл шины?

2. Какие технологические требования предъявляются к ис­полнительным органам выемочных машин?

3. Каковы недостатки широкозахватных комбайнов?

4. Поясните технологическую схему челноковой выемки угля.

Для крепи М87ДГА (М87А) m=1,35, =1,95 м. Так как т>, то данная крепь не соответствует горно-геологическим условиям разработки пласта и ее применение неце­лесообразно.

Крепь М88:

II типоразмер характеризуется величинами =1,15,=1,55;

Таким образом, принимаем II типоразмер крепи М88.

Тема № 12

Расчет оптимального соотношения между очистными и подготовительными забоями.

Для каждого класса систем разработки и их разновид­ностей существует определенная взаимосвязь между поло­жением очистных и подготовительных забоев, которое долж­но обеспечивать нормальную работу участков и максималь­ный экономический эффект. Особенно это важно для стол­бовых систем разработки, поскольку каждый раз при дора­ботке столба требуется своевременно подготовить новый столб (выемочное поле), не допуская запаздывания в подго­товке 'и не создавая излишних опережений. Запаздывания приводят к несвоевременному вводу в работу новых очистных забоев и, следовательно, к снижению уровня добычи, а из­лишние опережения вызывают преждевременные расходы де­нежных средств и дополнительные затраты на поддержание пройденных, но еще не используемых выработок.

Основная задача расчета оптимального соотношения очи­стных и подготовительных работ формируется следующим образом: при каком положении очистных забоев в отраба­тываемом столбе необходимо начать подготовку нового стол­ба, с тем, чтобы к моменту завершения очистных работ в дей­ствующем он был своевременно подготовлен к работе при оптимальных скоростях проведения выработок?

Методику расчета рассмотрим на примере столбовой си­стемы разработки лава—ярус (рис. 12.1).

Условие своевременной подготовки столба следующее:

где —общие затраты времени на подготовку столба, мес.;

,—резерв времени для компенсации непредвиден­ных задержек при подготовке столба, обычно принимают = 1—2 мес.;

—продолжительность отработки оставшейся части столба, мес.

Определим затраты времени на подготовку столба, при­няв, что проведение обоих штреков в крыле панели осущест­вляется двумя бригадами одновременно:

где — время сооружения приемных площадок, мес.;

и — соответственно время, затрачиваемое на про­ведение штрека и разрезной печи, мес.;

—время монтажа оборудования в лаве, мес.;

—длина крыла панели, м;

—оптимальная скорость проведения штрека, м/с;

,—длина лавы, м;

—скорость проведения разрезной печи, м/мес. Найдем время отработки оставшейся части столба длиной Х (м):

где —скорость подвигания очистного забоя, м/мес.

Пример. Определить положение очистного забоя в отраба­тываемом столбе, при котором необходимо начинать подготовку нового столба, при следующих данных: оптимальная скорость проведения штреков =250 м/мес.; скорость проведения разрезной печи=100 м/мес.; скорость по­двигания очистного забоя=75 м/мес.; длина крыла пане­ли=1250м; длина лавы, оборудованной механизирован­ным комплексом,=180 м.

Примем продолжительность сооружения приемно-отправительных площадок панельного бремсберга ==3 мес.;

длительность монтажа комплекса =1 мес. и резерв вре­мени на случай непредвиденных задержек в работе= 1 мес. Подставив их значения в, формулу, найдем

Графическая интерпретация приведенного примера представлена на (рис. 12.2).

Таблица 12.1

Исходные данные для выполнения работы

Показатели	Варианты
	1	2	3	4 | 5		6	7	8	9
Длина крыла панели, м	1200	1000	800	1100	1000	800	1350	1150	950
Скорость проведения штреков, м/мес.	200	180	120	230	160	110	210	190	130
Скорость проведения разрезной печи, м/мес.	90	100	75	50	80	70	100	85	60
Скорость подвнгания очистн. забоя, м/мес.	60	50	30	70	40	25	80	55	75
Продолжительность сооружения приемно-отправительных площадок, м/мес.	1,5	1	2	1	1,5	1	2	1	1
Длительность монтажа комплекса, мес.	.1	1	1	1	1	1	1	1	1
Резерв времени, мес.
Тип комплекса	КМ-103	КД-80	КМ-88	КМТ	ОКП	УКП	КМ-130	МК-75	КМ-81
Длина лавы	160	180	170	180	120	120	140	160	120

Порядок выполнения работы

После ознакомления с теоретическими основами выполне­ния работы в лабораторных условиях осуществляется изуче­ние расчета соотношения положения очистных и подготови­тельных забоев для более сложного случая—разновидность столбовой системы разработки с делением этажа на подэта­жи и транспортированием угля на передний (задний) участ­ковый бремсберг.

По заданным горно-геологическим и горнотехническим условиям (табл. 12.1) производится расчет и вычерчивается технологическая схема выемочного участка.

Тема № 13

РАСЧЕТ НАГРУЗКИ НА КОМПЛЕКСНО-МЕХАНИЗИРОВАННУЮ ЛАВУ

Цель работы. Изучение методики расчета нагрузки на очистной забой, оборудованный механизированным комплексом с учетом горно-геологических условий, параметров добычного и транспортного оборудования.

Теоретические условия выполнения работы. Нагрузка на очистной забой является главнейшим фактором, оказываю­щим решающее влияние на технико-экономические, показа­тели работы очистного забоя.

Нагрузка на очистной забой рассчитывается в зависи­мости от принятой технологии и механизации работ в лаве.

Среднесуточная нагрузка на очистной забой, оборудо­ванный узкозахватным комбайном с механизированной крепью, определяется по формуле:

где п — количество смен по добыче угля в сутки;

Т—длительность смены, мин;

—время на подготовительно-заключительные опера­ции в смену, мин;

—суммарное время учитываемых технологических перерывов в смену, мин;

—время на отдых, мин;.

—коэффициент надежности технологической схемы;

L—длина лавы, м;

r—ширина захвата исполнительного органа вые­мочной машины, м;

т—вынимаемая мощность пласта, м;

—средняя плотность угля, т/м3;

С—коэффициент извлечения угля в лаве;

—длина машинной части лавы (без учета суммар­ной длины ниш), =L -, м;

—рабочая скорость подачи комбайна, м/мин;

—скорость подачи комбайна при зачистке лавы, м/мин;

—время на вспомогательные операции, мин/1м длины лавы;

t—продолжительность концевых операций.

Коэффициент надежности технологической схемы опре­деляется по формуле:

где —коэффициент готовности комбайна;

—коэффициент готовности механизированной крепи;

—коэффициент готовности забойного конвейера;

—коэффициент готовности крепи сопряжения;

—коэффициент готовности ленточного конвейера;

—число конвейеров, установленных в транспортной

выемочной выработке.

Рабочая скорость подачи комбайна определяется по фор­муле:

где p—устойчивая мощность двигателя, кВт;

D—диаметр исполнительного органа комбайна, м;

—скорость вращения исполнительного органа комбайна, об/мин;

С1 и Сз — расчетные коэффициенты;

С2— расчетный коэффициент;

С2==23,2—для вязких углей;

Са=20,2—для хрупких и весьма хрупких углей;

f— коэффициент крепости угля, кгс/см2;

—коэффициент отжима угля у забоя плотности, определяется по формуле:

Сопротивляемость угля резанию определяется по фор­муле:

A =100f, кгс/см. (13.5)

Полученная скорость подачи комбайна проверяется по ско­рости передвижения крепи

где ,—средняя скорость передвижения крепи, м/мин;

—расчетная скорость передвижения крепи, м/мин;

—коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от сопротив­ляемости пород почвы пласта вдавливанию крепи.

Скорость передвижения крепи является ограничивающим фактором при определении скорости подачи комбайна. По­этому скорость подачи комбайна принимается наименьшая из двух значений, рассчитанных но формулам (13.3) и (13.6).

Допустимая нагрузка на лавы по газовому фактору опре­деляется по формуле (13.7):

где —проходное сечение для струи воздуха, м2;

—допустимая по ПБ скорость движения воздуха по

лаве, м/с;

d— допустимая по ПБ концентрация метана на исходя­щей струе лавы, %;

—коэффициент, учитывающий движение части возду­ха по выработанному пространству за крепью вы­работки (при управлении кровлей полным обруше­нием принимается равным 1,2—1,4);

—метановыделение из лавы в исходящую струю воз­духа, /т суточной добычи;

-коэффициент, учитывающий предварительную де­газацию пласта;

—коэффициент, учитывающий естественную дегаза­цию пласта и других источников выделения метана в период отсутствия добычных работ (для столбовых систем разработки при управлении уровней полным обрушением принимается равным 07).

Сечение лавы, свободное для прохода воздуха, при при­менении механизированных крепей определяется по форму­лам:

для крепи «Донбасс», Д80

для крепи МК97, МК98

=3,45 т—1,08, м2; (13.9)

для крепи М87Э, М88

=2,64m—0,41, м2; (13.10)

для крепи М87ДН

=3m—1,25, м2; (13.11)

для крепи М87П

=2,38m+0,9, м2; (13.12)

для крепи ОКП

=0,42 т+1,92 м2; (13.13)

для крепи ЗОКП

=2,6 т—1,3, м2; (13.14)

для крепи 1МКМ

==3,2m—1,8, м2; (13.15)

для крепи 2МКЭ

=3m—2,2, м2; (13.16)

для крепи ОКП70, УКП

==2,25m—1,35, м2; (13:17)

для крепи М130

= 3,4 т— 2,9, м2; (13.18)

для крепи М120

=3,08m—4,88, м2; (13.19)

для крепи МТ

=1,4m+0,9, м2 (13.20)

Добыча угля; с одного цикла определяется по формуле:

=, т. (13.21)

Количество циклов, выполняемых в сутки, определяется по формуле:

Для расчета нагрузки на комплексно-механизированную лаву в табл. 13.1; 13.2; 13.3; 13.4 приведены характеристики основного оборудования, которое, в зависимости от горно-геологических условий, может быть использовано на выемоч­ном участке.

Таблица 13.

Основные характеристики комбайнов

Тип и вынимаемая мощность пласта, м	Угол падения пласта, град.	Ширина захвата, м	Скорость подачи, м,/мин	Масса комбай­на, т	Тяговое усилие, тс	Коэффи­циент готовности	С,	Сз	D	p	nоб
К10З 0,7— 1,1	35	0,8	0-6,0	--	--	--	--	--	0,5-0,8	75	--
КА80 0,8- 1,1	35	0.8	0-6,0	--	--	--	—	—	1	132	--
МК67 0,7—1,0	35	0,8	0-5,0	10,5	1,2-1,6	0,77	0,0-0,8	4.1-2	0,7; 0,8	90	47
1К101 0,75- 1,2	35	0,63; 0,8	0-6,0	9,7	1,2	0,84	0,0-0,5	6,2-4	0,7; 0,6	65	79
2К52 1,1- 1,9	35	0,63; 0,8	0-6,0	10,5	1,4-1,8	0,84	0,0-0,7	6,6-7	0,8	100	52
2К52МУ 1,1- ,9	35	0,63; 0,8	0-6,0	10,5	1,4-1,8	0,87	0,0-0,7	6,67	0,8	100	52
1ГЩ68 1,25-2,5	20	0,63; -0,8	0-5,5	16	1,2-1,6	0,87	0,0-0,9	5,1-2	1; 1,25	200	57
2ГШ68 1,4-2,.5	35	0,63	6,0; 12,0	17	1,5-2,5	0,87	0,0-0,9	5,1-2	1,25	132Х2	--
КШ1КГ 1,35-2,8	25	0,63; 0,8	0-6,0	13,5	1,2- 5	0,94	—.	—	1,25; 1,4	100	—
К1113М 1,8—4,.1	35	0,63; 0,8	0- 4,4	24,0	1,4—1,8	0,90	0,01,2	4,38	1,6; 1,8	1.15 X2	27
2КШЗ 2,0- 4,1	30	0,63; 0,5	0-0,8	30,0	1,5—3,0	0,90	0,01,2	4,.48	1,6; 1,8	200	--
К 120 3,5-5,2	35	0,50	0—3,0	3.5,0	18-36	0,94	—	—	—	—	—

Таблица 13.2

Характеристика механизированных крепей и условия их применения по мощности пласта

Таблица 13.3

Техническая характеристика ленточных конвейеров

Таблица 13.4

Техническая характеристика скребковых конвейеров

Пример. Определить суточную нагрузку на очистной за­бой для условий поля шахты «Мирная». На выемочном участ­ке отрабатывается пласт мощностью 1,5 м с углом паде­ния 6°. На участке предполагается смонтировать механизиро­ванный комплекс КМ87П с комбайном 1ГШ68. Схема рабо­ты комбайна челноковая. Плотность угля 1,35 т/м3. В транс­портной выработке смонтировано 2 ленточных конвейера. Число смен по добыче угля в сутки 3, длительность смены 360 мин.

Решение. Определим коэффициент надежности техноло­гической схемы:

Определим коэффициент отжима угля

Определим сопротивляемость угля резанию

=1001,5=150.

Определим рабочую скорость подачи комбайна

Определим длину машинной части лавы =180—2=178 м.

Определим, скорость передвижения секций механизирован­ной крепи

=5,1-0,8=4,08 м/мин.

Принимаем =4,08, поскольку>. Определяем нагрузку на очистной забой

Определяем допустимую нагрузку на лаву по газовому фактору. Площадь проходного сечения для струи воздуха при применении комплекса КМ-87

Для дальнейших расчетов принимается минимальное зна­чение нагрузки на лаву. В нашем примере—по техническим возможностям комплекса, т. е. 1465 т/сут.

Определяем количество угля, добываемого с одного цикла, т:

Определяем количество циклов в сутки:

В учебных целях нагрузка на очистной забой опреде­ляется двумя способами: вручную или ЭВМ.

Методика выполнения расчета нагрузки на очистной забой для различных горно-геологических условий и средств меха­низации очистной выемки производится по программному мо­дулю, разработанному на кафедре.

Для этого необходимо подготовить следующую инфор­мацию:

1. Мощность пласта, м.

2. Угол падения пласта, град.

3. Объемный вес, т/м3.

4. Сопротивление угля резанию, кгс/см2.

5. Тип комбайна.

6. Ширина захвата, м.

7. Тяговое усилие, те.

8. Масса комбайна, кг.

9. Коэффициент, учитывающий вязкопластичные свойства угля.

10. Тип крепи в очистном забое.

11. Устойчивость непосредственной кровли.

12. Длительность рабочей смены, мин.

13. Схема передвижки крепи.

14. Количество лонточных конвейеров в участковой выра­ботке, шт.

15. Количество скребковых конвейеров в участковой вы­работке.

16. Коэффициент готовности скребкового конвейера.

17. Начальное значение длины лавы, м.

18. Шаг изменения, м.

19. Конечное значение длины лавы, м.

20. Схема работы комбайна.

21. Продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы, мин/цикл.

22. Категория шахты по газу.

23. Есть ли средняя выработка углей?

24. Суммарный коэффициент увеличения времени про­стоев.

25. Крепость боковых пород.

26. Сопряжение лавы с откаточной выработкой.

27. Сопряжение лавы с вентиляционной выработкой.

28. Количество проводимых выработок, шт.

29. Сечение выработки в свету, м2.

30. Скорость проведения выработок, м/сут.

31. Ширина разрезной печи, м.

32. Скорость проведения разрезной печи, м/сут.

33. Коэффициенты для определения стоимости оборудо­вания:

С1=70; С2=4,4.

34. Коэффициенты для определения стоимости монтажа оборудования:

С3=4; С4=0,26.

35. Коэффициенты для определения заработной платы ра­бочих:

B1=336; B2=0,48.

36. Длина лавы расчетная, м.

37. Коэффициент для определения затрат на электроэнер­гию на очистных работах:

Бэ=2,1.

38. Расчетная нагрузка на лаву по технологической схеме. По полученному машинному счету строим график

Q=f(L); Е=f(L).

График позволяет определить оптимальную длину лавы, оборудованную мехкомплексом. Оптимальное значение лавы будет в том случае, когда сумма удельных расходов мини­мальна (рис. 13.1). Как видно из представленного учебного графика, оптимальная длина лавы 190 м, нагрузка на забой составляет 3172 т, а себестоимость угля равна 2,34 руб/т.

Т а б ли ц а 13.5

Варианты исходных данных

Наименование исходных данных	Номер варианта
	1	2	3	4	5	6	7	8	9	!0
Мощность разрабатывае­мого пласта, м	1,6	1,0	3,0	1,1	0,85	2,9	1,0	1.9	0,9	3,2
Угол падения пласта, град.	12	6	6	8	8	0-2	6	15	10	10
Объемный вес угля, т/	1,35	1,28	1,28	1 ,32	1,35	1,25	1,35	1,3	1.35	1,4
Сопротивляемость пла­ста резанию, кН/м	280	250	180	2 35	220	120	240	300	260	210
Устойчивость пород кров­ли	Сред. уст..	Сред. уст.	Сред. уст.	Сред. уст.	Уст.	Неуст.	Сред. уст.	Сред. уст.	Сред уст.	Сред. уст.
Категория шахты по газу	II	III	II	III	Св. кат.	--	III	Св. кат.	III	III
Тип комбайна в лаве	1ГШ68	1К101	КШЗИ	КД-80	1К103	2КШЗ	К-103	2ГШ68	1К103	2КШЗ
Тип крепи в лаве	М87Э	МК98	ОКП	Дон­ Басс-80	МК98	ОКП70	МК-103	М88	МК9Я	М130
Система разработки	Длин. столбы по про-стир.	Дл. ст. по прост	Дл. ст. по прост	Дл. ст. по прост	Дл. ст. по прост	Столбов.	Дл. ст. по прост	Дл„ ст. по прост	Дл. ст. по прост	Дл. ст. по прост.
Длина лавы, м	150	200	130	140	190	100	150	140	180	120
Схема работы комплекса	Челн.	Челн.	Од ност.	Челн.	Челн.	Одност.	Челн.	Одност.	Челн.	Челн.
Число смен по добыче	3	3	.3	3	3	3	3	3	3	3
Длительность смены, мин	360	360	360	360	360	360	360	360	360	З60

Порядок выполнения работы

После ознакомления с теоретическими основами выпол­нения работы в лабораторных условиях осуществляется изу­чение технологических характеристик механизированных комплексов с использованием натурных образцов и моделей.

По заданным горно-геологическим условиям (табл. 13.5) студенты осуществляют выбор способа выемки угля, типа выемочной машины, технологической схемы ее работы, обос­новывают ширину захвата исполнительного органа комбайна.

Вопросы для самоконтроля

1. Какой принцип положен в основу расчета нагрузки на очистной забой, оборудованный узкозахватным комбайном и механизированной или индивидуальной крепью?

2. По каким параметрам определяется скорость подачи комбайна?

3. Какие перерывы в работе очистного забоя относятся к группе последовательных перерывов?

4. Какие перерывы в работе очистного забоя относятся к группе параллельных перерывов?

5. Какие перерывы в работе очистного забоя являются не­перекрываемыми?

6. Какие факторы осложняют поддержание сопряжения очистного забоя с подготовительными выработками?

Тема № 14

ОПРЕДЕЛЕНИЕ НАКЛОННОЙ ВЫСОТЫ ЭТАЖА (ЯРУСА) И ДЛИНЫ ДЕЙСТВУЮЩИХ ОЧИСТНЫХ ЗАБОЕВ

Цель и задачи занятия. Познакомить с одним из способов расчета определения линии очистных забоев, высоты этажа (яруса).

Теоретические основы выполнения работы. Для выполне­ния запланированного уровня добычи угля и обеспечения устойчивой и ритмичной работы шахты необходимо иметь определенную линию очистных забоев, которая, согласно су­ществующим положениям, должна состоять из действующих, резервно-действующих и резервных забоев.

Под действующими забоями понимают такие, которые ра­ботают полное число рабочих смен в сутки (обычно три сме­ны по 6 ч и реже —две смены).

Резервно-действующими забоями называют такие, кото­рые работают неполное число рабочих смен в сутки и пред­назначены для компенсации потерь добычи угля при выходе из строя или вынужденных простоях части действующих лав. Согласно Правилам технической эксплуатации (ПТЭ) необ­ходимо планировать работу в одну смену одного забоя из 5—6 действующих в благоприятных горно-геологических ус­ловиях и из 3—4—при разработке пластов в сложных и из­меняющихся горно-геологических условиях.

Резервными называют оборудованные и подготовленные к работе, но неработающие или периодически вводимые в ра­боту очистные забои. Резервные лавы необходимо прини­мать на пластах с низким уровнем механизации, например, при выемке угля отбойными молотками, буровзрывным спо­собом, с креплением забоев индивидуальными стойками. Для ввода таких лав в работу не требуется больших затрат вре­мени.

Действующую линию очистных забоев по каждому из принятых к одновременной разработке пластов в шахтном поле определяют по формуле

где —годовая производственная мощность шахты, т;

—коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев; для тонких и средней мощности пластов, разрабаты­ваемых длинными очистными забоями с проведением подго­товительных выработок узким забоем, =.1, широким забо­ем—=0,9; при разработке короткими лавами необходи­мо производить расчет по формуле

где —длина лавы, м;—суммарная ширина штреков, примыкающих к лаве, в плоскости пласта, м;—коэффи­циент добычи угля из действующих очистных забоев в обще­шахтной добыче, определяемый по формуле:

где и—число смен работы в сутки по добыче угля соответственно действующих и резервно-действующих лав;и—соответственно общее число лав по шахте и число резервно-действующих лав. Согласно регла-ментациям ПТЭ о резервных забоях будем иметь:

при благоприятных горно-геологических условиях разра­ботки пластов и трех сменах по добыче угля в сутки

при неблагоприятных горно-геологических условиях

—годовое подвигание действующей линии очистных забоев по шахте, м; оно определяется по формуле

где N— число рабочих дней в году (N==300 дней); r—шири­на вынимаемой полосы угля в забое за один цикл, м; — количество циклов в забое за сутки; k — коэффициент, учиты­вающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы, (k==0,850,95).

Если шахта разрабатывает одновременно несколько пла­стов с различными скоростями подвигания забоев по пластам, то необходимо принимать средневзвешенное подвигание за­боев по шахте, которое определяют по формуле

где —годовое подвигание линии действую­щих очистных забоев по одновременно разрабатываемым пла­стам мощностью соответственно, м;— суммарная производительность одновременно разрабатывае­мых пластов, т/м2,

где —-суммарная мощность одновременно разрабатывае­мых пластов (средняя), м;—средняя плотность угля, т/м3;

С — коэффициент извлечения угля в очистных забоях (C=0,950,97).

Действующая линия очистных забоев по шахте

где —число одновременно разрабатываемых пластов.

Общее число действующих лав по шахте при средней длине лавы :

Согласно ПТЭ принимают число резервно-действующих забоев по шахте .

Суммарная длина резервно-действующей линии очистных забоев

Общее число лав по шахте

Длина общей линии очистных забоев по шахте

Средняя производительность пласта в группе одновремен­но разрабатываемых пластов

Суточная нагрузка на действующий очистной забой при выполнении принятого графика работы по пластам

На такую нагрузку на лаву по каждому пласту необхо­димо вести расчет технических средств, обслуживающих лаву.

Максимально возможная суточная добыча шахты при ус­ловии одновременной работы всех действующих и резервно-действующих лав

Коэффициент резерва производственной мощности шахты по очистным работам

Среднегодовое подвигание общей линии очистных забоев по шахте

Такое подвигание надо принимать при построении кален­дарных планов разработки пластов.

Определив общее число лав по шахте, производят раз­мещение их в пределах этажа, яруса или горизонта (при выемке лавами по восстанию или падению), учитывая в каж­дом конкретном случае особенности вскрытия, подготовки и системы разработки пластов.

Высоту этажа или яруса определяют по формуле

где —число лав в этаже или ярусе, расположенных друг под другом по линии падения;—суммарная высота це­ликов по линии падения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционными штреками, а так­же между этажами и подэтажами или ярусами и подъярусами, м;—суммарная ширина штреков и просеков в эта­же или ярусе в плоскости пласта, м.

Пример. Определить необходимую линию очистных забоев и произвести ее размещение в шахтном поле, выбрав способ подготовки пластов и рассчитав наклонную высоту этажа (яруса) для следующих условий.

Годовая производственная мощность шахты =2000000 т. Шахта разрабатывает два пласта мощностью=0,8 м и==1,2 м со средней плотностью угля= ==1,32 т/м3. Угол падения пластов==15°; ширина захвата комбайна r==0,63 м; количество циклов в сутки==6 при трехсменном режиме по добыче угля; длина лавы==180 м. Штреки проводят узким забоем; над откаточным и вентиля­ционным штреками целиков не оставляют; размер целика между этажами (ярусами)==15 м. Горно-геологические условия разработки пластов благоприятные.

Решение. Коэффициент добычи угля из действующих очи­стных забоев, определенный по формуле (2.3), =0,93 (среднее значение).

Суточное подвигание действующей лавы

Годовое подвигание действующей линии очистных забоев определим по формуле (14.4):

Суммарная производительность одновременно разрабаты­ваемых пластов

Коэффициент извлечения угля в очистных забоях С==0,96. Действующая линия очистных забоев:

по каждому пласту

по шахте

Общее число действующих лав по шахте

Суммарная длина действующей линии очистных забоев по шахте (принимаемая) =8180=1440 м.

Принимаем две резервно-действующие лавы по шахте, т.е.

Суммарная длина резервно-действующей линии очистных забоев =2180=360 м.

Общее число лав:

по шахте

по каждому пласту

Длина общей линии очистных забоев по шахте =1440+360=1800 м.

Средняя производительность пласта в группе одновремен­но разрабатываемых пластов

Суточная нагрузка на очистной забой при выполнении принятого графика работы по пластам:

Максимально возможная суточная добыча шахты при условии одновременной работы всех действующих и резервно-действующих лав и полного числа рабочих смен

Коэффициент резерва производственной мощности, шахты по очистным работам

Среднегодовое подвигание общей линии забоев по шахте

Исходя из общего количества лав по пластам (=5), принимаем панельную подготовку. На каждом пласте одновременно в работе будут находиться две панели. В одной панели размещаются две, а во второй—три лавы (одна из них резервно-действующая). Для более или менее равно­мерной отработки панели резервно-действующую лаву мож­но располагать поочередно в каждой из панелей. Наклонная высота яруса при=7 м составит

Случай с расположением действующей и резервно-дейст­вующей лав в панели одна под другой следует рассматривать как одновременную разработку двух ярусов (а не с разделе­нием яруса на подъярусы) с той же высотой =202 м.

Графическое изображение данного примера при панель­ной подготовке шахтного поля и отработке угольного пласта длинными столбами по простиранию представлено на рис. 14.1.

Содержание и порядок выполнения работы

По данным горно-геологическим условиям (табл. 14.1) студенты осуществляют теоретический расчет, обосновывают способ подготовки шахтного поля и размещение лав согласно ПТЭ.

Приводится графическая интерпретация технологической схемы шахтного поля по одному из пластов согласно расчету и дается краткий анализ по работе.

Контрольные вопросы

1. Какие забои называются резервно-действующими?

2. Что понимают под действующими забоями?

3. Назовите технологические параметры, которые влияют на высоту этажа (яруса).

4. Почему согласно ПТЭ в одной панели одновременно могут вестись работы не более чем в четырех лавах?

5. На какое количество пологих пластов необходимо ори­ентироваться при одновременной их разработке?

Таблица 14.1

Варианты исходных данных

	Годовая производ­ственная мощность шахты, т	Мощность разрабатывае­мых пластов (начиная с пласта), м	Средняя плотность угля, т/м3	Угол падения пласта, грд.	Максимально возможная по условиям вентиляции су­точная нагрузка на лаву (начиная с пласта ), т	Длина лавы по пластам (начиная с пласта ), м	Размер шахтного поля по прости­ранию, м	Горно-геологичес-кие условия разработки
1 | 1200000		1,0; 0,7; 1,4	1,3	14	800; 500; 1000	180;150; 200	6000	Благоприятные
2	90000	1,25	1,28	4	Не ограничена	190	4800	То же
3	1 500000	1,7; 1,9	1,35	9	То же	170; 170	5500
4	1800000	1,3; 0,8; 0,9	1,32	16	700; 450; 500	Все 180	6600	Неблагоприятн.
5	1200000	2,2	1,2	0-2	Не ограничена	60	4500	То же
6	2400000	1,5;2,4;0,9; 1,2	1,4	19	1000;400;700;8000	200;180;140;180	10000	Благоприятные
7	900000	0,8; 0,9	1,3	7	Не ограничена	Все 160	5000	То же
8	1200000	1,1; 1,0	1,36	12	850; 700	Все 190	5400	Неблагоприятн.
9	3000000	1,25; 1,7; 0,9	1,4	10	Не ограничена	Все 180	16000	Благоприятные
10	1800000	2,0	1,35	20	То же	200	8000	То же
11	1500000	0,8; 1,8	1,3	5	500; 1000	150; 170	9000
12	12)0000	1,4	1,5	8	4000	180	7000
13	900000	1.9	1,25	0	Не ограничена	50	3800	Неблаг. ^'благоприятные
14	1200000	0,65;1,0;1,0;0,9 0,9	1,5	25	300; 500; 600; 400	140; 170; 170;	6000	То же
						400		Благоприятные
15	3000000	2,6; 1,0; 1,4	1,34	15	Не ограничена	190; 170; 190	12000
16	1800000	0,8; 1,15	1,6	8	600; 900	150; 180	10000	То же
17	1500000	0,85; 0,9; 1,1	1,3	10	650; 700; 850	Все 180	5200	Неблагоприятные
18	900000	0,65; 1,3	1,3	16	Не ограничена	120; 200	5800	Благоприятные
19	1200000	1,35; 0,8; 1,0	1,38	7	1000; 500; 750	Все 160	6300	То же
20	2400000	1,8; 1,15	1,32	3	Не ограничена	Все 170	9000

Тема № 15

ИЗУЧЕНИЕ КЛАССИФИКАЦИОННЫХ ПРИЗНАКОВ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ ПО ПЛАНАМ ГОРНЫХ РАБОТ

1. Цель работы. Закрепление и углубление знаний студен­тов, а также привитие инженерных навыков по определению классификационных признаков систем разработки по планам горных пород.

2. Теоретические основы выполнения работы. Условия за­легания полезных ископаемых весьма разнообразны и поэто­му выбор системы разработки зависит от ряда геологических, технических и организационных факторов, определяющих эти условия. К основным факторам, предопределяющим выбор той или иной системы разработки месторождений полезных ископаемых, относятся: форма залегания, мощность, угол па­дения, строение пласта, свойства полезного ископаемого и вмещающих пород, газоносность и водоносность месторожде­ния, склонность пласта к самовозгоранию, степень сближенности отдельных пластов, глубина разработки, склонность пластов к горным ударам, способы и средства механизации производственных процессов в очистных и подготовительных выработках.

План горных работ является основным документом шахты, на который наносят название шахты и пласта, в определен­ном масштабе (как правило, 1:2000, 1:5000 и гораздо реже 1:10000), все горные выработки, отмечают последователь­ность и сроки их проведения, а для очистных работ—вели­чину месячного подвигания линии очистного забоя; старые очистные работы отмечают по годовому продвиганию линии очистного забоя. При изображении очистных работ иногда указывают тип механизации очистной выемки и способ управления кровлей в забое.

Обязательно приводят абсолютные отметки горных выра­боток и наносят изогипсы пластов с интервалом через 50, 100 или 200 м (в зависимости от угла падения пласта).

Параметры систем разработки и технологию очистных работ принимают в соответствии с Прогрессивными технологи­ческими схемами разработки пластов на угольных шахтах. Рекомендуется к применению 16 технологических схем, из ко­торых 10 для пластов с углами наклона до 35° и 6—для пла­стов с углами наклона более 35°. В обычных условиях реко­мендуется применение именно этих систем.

Для тонких и средней мощности пластов в качестве основ­ной принимать столбовую систему разработки в вариантах длинными столбами по простиранию, падению (до 12°) и восстанию (до 10°).

Применение системы разработки отмечается весьма боль­шим разнообразием, что вызвано сложной взаимосвязью влияющих на них факторов. В практике существуют различ­ные классификации систем разработки. В предложенной классификации за основной классификационный признак при­нята последовательность ведения очистных и подготовитель­ных работ в выемочном поле по отношению к движущемуся очистному забою.

Указанный основной признак дополняется вспомогатель­ными признаками, характеризующими варианты систем раз­работки:

• длиной очистного забоя (длинные и короткие забои);

• направлением перемещения в пространстве очистного за­боя в выемочном поле по отношению к элементам залегания пласта (по простиранию, падению, восстанию, диагонально);

• направление движения транспорта угля, исходящей струи воздуха и очистного забоя.

Отличительные признаки систем разработки представлены на рис. 15.1. .

Порядок выполнения работы

После ознакомление с теоретическими основами выполне­ния работы (классификация и функциональные характеристи­ки систем разработки), а также с примером выполнения ра­боты студент получает план горных работ одной из действую­щих шахт.

По полученному плану горных работ:

1. Определить и занести в табл. 15.1 горно-геологические и горнотехнические параметры действующих выемочных участков.

2. На основании отличительных признаков определить класс системы разработки.

3. Установить направление транспортирования угля и дви­жение струи воздуха относительно подвигания очистного забоя.

4. Установить количество обслуживающих выемочный уча­сток выработок и условия их поддержания.

5. Согласно плану горных работ студент графически по­казывает один из действующих выемочных участков с указа­нием его параметров и названий подготовительных вырабо­ток, стрелками показывает направление подвигания очистно­го забоя, а также движение грузов угля, свежей и исходящей струи воздуха.

Т а б л и ц а 15.1

Индекс выемочного участка	Система разработки	Мощ­ность пласта, м	Угол падения, град.	Породы		Длина лавы, м	Подвигание очистного забоя, м/мес	Запасы выемочного участка, тыс/т	Способ охраны горных выработок	1-е; м
				кровли	почвы
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11
Лава 25 Лава 115 . Лава 1

Пример. По плану горных работ (рис. 15.2) устанав­ливаем:

1. Шахта «Полысаевская» ПО «Ленинскуголь», пласт «Байкаимскии», лава № 74.

2. Мощность пласта т ==3,2 м; угол падения =5—7°; бо­ковые породы—глинистый сланец мощностью 0,7—1,4 м;

почвы—алевролит мощностью до 14 м; шахта сверхкатегорная по газу, не опасная по выбросам угля и газа, глубина ве­дения горных работ 300—350 м.

3. Очистной забой—лава длиной 100 м.

4. Лава обслуживается двумя подготовительными выра­ботками—конвейерным и вентиляционным штреком.

5. Очистные и подготовительные работы разделены во вре­мени и пространстве, что является признаком столбовой си­стемы разработки.

6. Направление транспортирования угля совпадает с на­правлением подвигания лавы—признак столбовой системы.

7. Направление движения исходящей струй воздуха совпа­дает с направлением подвигания очистного забоя—признак столбовой системы.

8. Выемочные выработки поддерживаются: конвейерный штрек — целиком угля, вентиляционный штрек — в массиве.

Таким образом, данная система разработки обладает клас­сификационными признаками столбовой системы.

Полное название системы — столбовая система разработ­ки с выемкой одинарными лавами по простиранию.

Контрольные вопросы

1. Назовите факторы, определяющие выбор системы раз­работки.

2. Каков основной классификационный признак систем разработки в классификации данной работы?

3. Назовите дополнительные классификационные призна­ки систем разработок.

4. Назовите коренные отличия столбовых систем разра­ботки от сплошных.

5. Какие требования предъявляются к системам разра­ботки?

6. При каких условиях достигаются высокие результаты при применении камерно-столбовых систем разработки?

7. Чем отличается охрана выработок от их поддержания?

Тема № 16

конструирование технологиче­ских схем с разворотом механизированных комплексов

Цель работы. Изучение и конструирование технологиче­ских схем с разворотом механизированных комплексов;

Теоретические основы выполнения работы. Основная цель, которая ставится при внедрении технологии с разворотом ме­ханизированных комплексов—улучшение технико-экономи­ческих показателей работы добычных участков и шахт в целом за счет сокращения затрат на монтажно-демонтажные работы, увеличение времени непрерывной работы механизи­рованных комплексов путем технологического удлинения выемочного столба.

При планировании горных работ в пределах этажа, пане­ли или горизонта необходимо учитывать возможность частич­ного поворота комплекса на угол менее 180°, одноразового полного разворота на 180° и, наконец, многоразового разво­рота, когда комплекс два или более раз меняет направление перемещения забоя.

Одноразовый разворот комплекса на 180° целесообразен в том случае, когда выемочное поле имеет такой размер по простиранию (или падению), который заведомо допускает размещение двух лав рациональной длины для данных горно-геологических условий, независимо от его длины относитель­но направления перемещения очистных забоев. Кроме того, -одноразовый разворот рекомендуется и в том случае, когда суммарная длина двух смежных- выемочных столбов доста­точна для того, чтобы механизированный комплекс пол­ностью использовал свой технический ресурс и после отра­ботки второго столба списывался. При этом не исключается замена износившихся комбайна и забойного конвейера на новые.

Многоразовый разворот комплекса целесообразно приме­нять для отработки участков ограниченной длины по направ­лению перемещения забоя лавы, но имеющих такие размеры по падению (простиранию), которые заведомо позволяют раз­местить не менее трех лав рациональной длины.. Предельно допустимое количество разворотов связано с обеспечением такой суммарной длины выемочного столба, которая доста­точна для полной выработки технического ресурса комп­лекса.

В любом из перечисленных случаев достигается увеличе­ние суммарной длины выемочного столба, сокращение числа перемонтажей комплекса и оборудования, увеличение време­ни их непрерывного использования.

Расчет параметров разворота

Разворот механизированного комплекса основан на ис­пользовании кинематических возможностей конструкций со­временных забойных скребковых конвейеров и секций меха­низированных крепей, допускающих излом смежных линей­ных секций по отношению друг к другу под углом до 3°.

В отечественной практике получил развитие способ разво­рота с помощью выемки угла «косым» заездом.

Определяется возможный угол разворота изгибающегося забойного конвейера за цикл в зависимости от его конструк­ции, который обычно принимается не более 2°3' (допустимый же угол излома, как отмечалось выше, 3°).

Определяется общее количество циклов, выполняемых для разворота комплекса на необходимый угол,

где — количество вынимаемых циклов;

—необходимый угол разворота, град;

—принятый угол излома конвейерного става, град. Для полного разворота комплекса на 180° необходимо вы­полнить 72 цикла.

Разворот комплекса в пределах каждого цикла осущест­вляется ступенчато, для чего забой лавы разделяется на опре­деленное число ступеней. Длина ступени определяется по формуле

где l—длина ступени зарубки, м;

r—ширина захвата исполнительного органа комбайна, м.

Число ступеней по длине лавы;

где L—длина лавы, м;

—суммарная длина ниш по концам лавы, м.

Длина ступени корректируется с учетом получения целого числа заходок.

Разворот механизированного комплекса вокруг неподвиж­ной точки вызывает ухудшение состояния кровли на участке лавы, прилегающем к центру разворота. Для улучшения ус­ловий поддержания кровли в процессе разворота его центр постоянно перемещают вдоль конвейерной выработки. Для этого после выполнения 3—5 циклов разворота вынимается полоса угля по всей длине лавы. При развороте на первые 90° центр разворота подвигается в сторону обводной выра­ботки, при выполнении второй половины разворота движение происходит в обратном направлении.

Число полос угля, вынимаемых на всю длину лавы при развороте на 903, определяется из выражения

где п — число циклов, предшествующих снятию полосы угля по всей длине лавы.

Подвигание центра разворота вдоль оси транспортной вы­работки в одном направлении составит

Отработка выемочных участков прямоугольной формы с разворотом механизированных комплексов неизбежно будет сопровождаться значительными потерями полезного ископае­мого в угловых частях участка. Их величина зависит от мощ­ности пласта и длины лавы и может быть определена по фор­муле:

где L—длина лавы, м;

т. — мощность пласта, м;

—средняя плотность угля, т/м3.

Операции по развороту комплекса в каждом цикле выпол­няются в такой последовательности. После выемки последней полосы угля на прямолинейном участке, перед началом раз­ворота секции крепи передвигаются к забою по всей длине комплекса, а комбайн после зачистки лавы останавливается, не доходя до обводной выработки на расстояние, равное длине первого участка—ступени. Забойный конвейер на ука­занную длину придвигается к забою диагонально, а на остальной длине лавы остается не передвинутым и отстоит от забоя на ширину захвата исполнительного органа (0,5; 0,63 или 0,8 м).

Комбайн, двигаясь по диагональному участку конвейера, производит выемку угля «косым» заездом. Секции крепи пе­редвигаются вслед за проходом комбайна. При обратном ходе комбайн зачищает дорожку и останавливается на расстоянии двух ступеней от обводной выработки. Забойный конвейер на участке первой ступени придвигается к забою, на вто­рой—диагонально, как при выемке первой полосы. Выемка последующих полос производится аналогично.

При выемке косых полос их ширина меняется от нуля до r—полезной ширины исполнительного органа комбайна, за счет недодвижки забойного конвейера. В месте изгиба секций конвейера уголь вынимается не на полную мощность, чтобы избежать поломок козырьков секций крепи шнеками комбайна. После отхода комбайна от места поворота и вы­хода его из-под крепи выемка угля производится на полную мощность пласта.

После снятия последней полосы, порядковый номер кото­рой соответствует числу ступеней в лаве, и зачистки лавы на всю ее длину заканчивается первый цикл. В результате комп­лекс развернется на угол ==2°30', а натяжная головка за­бойного конвейера переместится по обводной выработке на расстояние l=Ltg. После завершения запланированных предварительно трех-пяти циклов, в зависимости от состояния пород кровли, вынимается одна полоса с постоянной шири­ной захвата по всей длине лавы.

Пример. Для увеличения суммарной длины выемочного столба разработать технологическую схему с разворотом мехкомплекса. Геологические условия отработки запасов относи­тельно благоприятны. Мощность пласта-2,8—3,2 м, угол па­дения — 6°. Пласт опасен по взрывчатости угольной пыли и метану. Отжим по кливажу в очистном забое незначителен. Непосредственная кровля — алевролит, средней устойчивости, мощностью 2,0—2,5м. Основная кровля—песчаник мощ­ностью до 20 м, далее — мелкозернистый песчаник мощностью до 10 м. Песчаник крепкий, слаботрещиноватый. В выемоч­ном поле предполагается использовать, мехкомплекс КК-1424. Необходимо определить: общее количество циклов; число за-ходок комбайна при выполнении одного цикла; величину сме­щения центра разворота вдоль транспортной выработки; ве­личину потерь угля без проведения мероприятий по их со­кращению. Вычертить схему разворота комплекса за один цикл, схему взятия косой полосы комбайном и технологиче­скую схему разворота механизированного комплекса с указа­нием наименований всех выработок.

Определяем общее количество циклов, выполняемых для разворота комплекса на 180°,

Длина ступени

Определяем число ступеней по длине лавы:

Поскольку число ступеней дробное, принимаем 12 заходок с расчетной длиной ступени, а последнюю корректируем до 10 м.

Ввиду того, что породы непосредственной кровли средней устойчивости, для создания нормальных условий поддержа­ния кровли на участке, прилегающем к центру разворота, вынимаем полосу угля на полную длину лавы через каждые 3 цикла. Число полос

Определяем величину перемещения центра разворота

Величина потерь угля в угловых частях выемочного поля составит:

Уменьшение величины потерь в краевых участках вые­мочного столба на оснований производственного опыта по­казывает, что объем невынутых запасов на первых 20—25м смещения центра разворота снижается весьма существенно. Дальнейший прирост величины смещения экономически мало себя оправдывает, поэтому рекомендуется смещение центра разворота принимать в пределах до 20—25 м.

Технологическая схема разворота мехкомплекса на 180°, схема выемки угля комбайном «косым» заездом, схема раз­ворота комплекса КК-М24 за один цикл показаны соответ­ственно на рис. 16.1—16.3.

Порядок выполнения работы

После ознакомления с теоретическими основами выпол­нения работы и разбора приведенного примера студенты в лабораторных условиях изучают альбом технологических схем с разворотом механизированных комплексов и планы горных работ шахт, на которых данная технология приме­нялась.

На основании исходных данных варианта (табл. 16.1) студенты осуществляют расчет и вычерчивают технологиче­скую схему разворота, схему выемки угля комбайном «ко­сым» заездом, схему разворота комплекса за один цикл. Дается краткое обоснование принятых технических решений.

Контрольные вопросы

1. Что такое разворот механизированного комплекса?

2. С какой целью он применяется?

3. Какова должна быть суммарная длина выемочных полей, отрабатываемых с разворотом механизированного комплекса?

4. В каких случаях целесообразно применение многора­зовых разворотов?

Таблица 16.1

Мощ­ность пласта,м	Угол Газоо- паден., биль- град. ность участка м3/т		Длина лавы. м	Мех- комп-лскс	Породы кровли, мощность и их крепость непосре- | основная дственн. |		Плот­ность угля, т/м3
А	Б	В	Г	Д	Е	Ж	3
1,6	4	10	180	КМТ	Глин. сл f=3	Песч. cл f=6	1,3
2,8	6	12	120	ОКП	Глин. ел 3,f=3 •	Песчан. 8,f=4	1.4
1,4	3	4	160	КМ-87	Глин. cл 2,5f=3	Алевролит 10; f=4	1,35
2	7	8	120	2 КМТ	Аргиллит 4,f=3	Песчан. ел. 8,f=7	1,45
0.9	9	1	140	КМ-103	Алевро­лит 5,f=3	Известняк 10,f=6	1,5
2,5	5	6	020	КМ- 817	Гл. сла­нец 5,f=3	Песчан. ел. 6, f=5	1,3
1,8	10	10	135	4КП	Аргиллит 3,f=2	Песчаник 8,f=4	1,4