Технология горного производства (работа 1)
Министерство образования и науки Украины
Донбасский государственный технический университет
Кафедра разработки месторождений полезных ископаемых
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
К курсовому проекту по дисциплине
"Технология горного производства и обогащения полезных ископаемых"
Выполнил: студент гр. АКГ-05
Коновалов А.А.
Проверил: доц. каф. РМПИ
Леонов А.А.
Алчевск 2007
Содержание
Введение
Характеристика месторождения
Запасы шахтного поля.
Режим работы, мощность и срок службы шахты
Вскрытие шахтного поля
Выбор способа подготовки шахтного поля
Выбор системы разработки
Технология, механизация и организация очистных работ
Определение параметров очистного забоя
Сводка основных технико-экономических показателей
Список используемой литературы
Введение
Происходящее в горной промышленности совершенствование технологических процессов предусматривает, в конечном счете, полную автоматизацию производства, что значительно повышает производительность труда, преобразует рабочие места, делает труд более творческим. Современный этап автоматизации опирается на использование новейших достижений в технологии электронно-вычислительной техники, электронизацию промышленности.
В настоящее время созданы угледобывающие комплексы, которые обеспечивают непрерывный процесс добычи угля в лаве без применения тяжелого физического труда, налаживается автоматический контроль за работой комплекса и автоматическое управление, хотя в этом пункте остается ряд нерешенных проблем.
Средства автоматизации непрерывно развиваются и претерпевают относительно быстрые изменения.
В заданных горногеологических условиях необходимо обеспечить максимальную годовую добычу, минимальные сроки от введения геологической разведки до ввода шахты в эксплуатацию. Также необходимо обеспечить минимальные капиталовложения для обеспечения максимально полного цикла угледобычи.
В этом и заключается цель данного курсового проекта.
1 Характеристика месторождения
Характеристика месторождения содержит краткое описание района, условий залегания пластов угля: мощность, угол падения, крепость угля, объемный вес, газоносность, свойства боковых пород почвы и кровли, строение пласта. Должны быть указаны расстояния между пластами по нормали и от поверхности до верхней границы шахтного поля, приведены сведения о геологических нарушениях и других факторах, влияющих на выбор способа вскрытия и подготовки шахтного поля, а также средств комплексной механизации.
В настоящее время разрабатывается пласт
–
,
мощностью 1,38м.,
мощностью
0,8м., а так же
- 0,71м. Курсовой проект будем рассчитывать
по верхнему пласту, остальные пласты
будем учитывать при расчете запасов
шахты.
Характеристика угольных пластов приведена в таблице 1.1, вмещающих пород – в таблице 1.2.
Таблица 1.1 – Характеристика угольных пластов
|
Индекс пласта |
Марка угля |
Плотность
угля, т/ |
Мощность пласта, м |
Угол падения пласта, град. |
Приток воды,
|
|
|
ОС |
1,38 |
1,38 |
5 |
- |
|
|
Т |
1,38 |
0,80 |
5 |
- |
|
|
ОС |
1,38 |
0,71 |
5 |
- |
Таблица 1.2 – Характеристика боковых пород
|
Кровля |
Тип непосредственной почвы |
Коэффициент крепости |
|||||||
|
Ложная |
Непосредственная |
Основная |
|||||||
|
Тип пород |
Мощность, м |
Тип пород |
Мощность, м |
Крепость, f |
Тип пород |
Мощность, м |
Крепость, f |
||
|
Аргиллит |
0-0,2 |
Алевролит |
5,4 |
6 |
Песчаник |
9,5 |
7 |
Известняк |
7 |
|
Аргиллит |
0-0,1 |
Алевролит |
7,8 |
6 |
Известняк |
10,0 |
7 |
Алевролит |
6 |
|
Алевролит |
0,1-0,4 |
Аргиллит |
6,2 |
6 |
Алевролит |
7,8 |
6 |
Песчаник |
9 |
2. Запасы шахтного поля
Размеры шахтного поля: по простиранию 12000 метров, по падению 2400 метров, средняя плотность угля в массиве 1.38т/м3.
(2.1)
где
– размеры шахтного поля по простиранию,
м;
– размеры шахтного поля по падению, м;
– суммарная мощность пластов, м;
γ – средняя плотность угля в массиве, т/м3.
(2.2)
где
– мощность верхнего пласта свиты, м;
– мощность среднего пласта свиты, м.
– мощность нижнего пласта свиты, м;
Zгеол = 12000*2400*2,89*1,38=114860160т.
Все пласты являются кондиционными и имеют малое содержание золы и мощность более 0.5м, поэтому геологические запасы равны балансовым
Zгеол = Zбал
Промышленные запасы необходимо определять путем исключения из балансовых запасов проектных потерь, тыс.т.
(2.3)
где
-
проектные потери угля, т
Проектные потери угля включают в себя потери в целиках и эксплуатационные потери, тыс.т.
ΣZп = Zоц + Zбц + Zэ (2.4)
Потери угля в охранных и барьерных целиках рассчитываем согласно правилам охраны сооружений. При отсутствии данных о потерях в целиках их следует ориентировочно принимать равными: на пологих пластах 1% балансовых запасов, а на крутых – 2%
Zц = Zоц + Zбц = (0,01
0,02)* Zбал (2.5)
Zц = 0,01* 114860160 = 1148601.6т
Эксплутационные потери рассчитываем по формуле:
(2.6)
Где
– коэффициент эксплуатационных потерь;
– суммарные потеря угля в охранных и
барьерных целиках, тыс.т.
т
= 1148601,6+ 11371155,84 = 12519757,44т
= 114860160 – 12519757,44 = 102340402,6т
В целом, количество полезного ископаемого, добываемого из месторождения или шахтного поля, необходимо оценивать коэффициентом извлечения, который показывает, какая часть балансовых запасов выдается на поверхность:
(2.7)
3. Режим работы и срок службы шахты
Режим работы шахты по добыче угля следующий:
- количество рабочих дней в году – 300;
- количество рабочих смен по добыче угля смен в сутки – 3;
- продолжительность рабочей смены на подземных работах – 6 часов;
- продолжительность рабочей смены на поверхности – 8 часов;
- одна смена ремонтно-подготовительная.
Режим работы трудящихся необходимо принимать из расчета пятидневной недели (шахта работает 6 дней в неделю, а рабочие 5 дней в неделю со скользящим выходом в течении недели).
Расчетный срок службы необходимо определять как производную величину, лет:
(3.1)
где
= 2100 тыс.т/год - годовая производственная
мощность шахты.
=102340,4/2100
= 49 лет
Полный срок службы необходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет
(3.2)
Фактическое суммарное время на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовой производственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить по формуле, лет:
(3.3)
где А – млн.т/год.
лет
года.
4. Вскрытие шахтного поля
При выборе схемы вскрытия необходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:
высокую концентрацию горных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологических условиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;
минимально необходимый объем проводимых и поддерживаемых выработок;
обеспечение своевременной подготовки выбывающей линии очистных забоев;
бесступенчатый и непрерывный транспорт;
строительство шахт в минимальные сроки;
постоянство качества рабочей продукции.
Вопросы вскрытия должны решаться с учетом всех пластов в шахтном поле.
При обосновании рационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значения таких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, угол падения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояние между поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значений размеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этот дополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о применении одно- или многогоризонтной схемы вскрытия.
Расстояние от верхней границы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытия вертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.
Угол падения пластов в сочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительной вскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).
Для пологих и наклонных пластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:
вертикальными стволами с капитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтного поля по падению;
наклонными стволами для выдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнения вспомогательных операций с капитальным квершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения - с этажными квершлагами.
При вскрытии должно обеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только при разработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200м.
В районах с гористым рельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетании со слепыми вертикальными стволами.
Кроме перечисленных схем вскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и технически осуществимые схемы вскрытия.
В данном расчёте применяем схему вскрытия вертикально центрально сдвоенными стволами, капитальным квершлагом с центрально отнесенной вентиляционной скважиной.
Определим глубину ствола по формуле, м
(4.1)
где –
наклонная длина бремсберговой части
шахтного поля, м
– глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа
вспомогательного ствола принимать 6 –
7м, а главного ствола – 20 – 40м;
– мощность наносов или расстояние от
земной поверхности до верхней границы
шахтного поля, м.
Для вспомогательного
НG = 1200*0,087+7+80 = 191,4 м
Для главного
НС = 1200*0,087+40+80 = 224,4 м
Длину квершлага LК определять по формуле, м
(4.2)
где
– суммарная мощность междупластья, м.
5. Выбор способа подготовки шахтного поля
Выбор и обоснование способа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетом горно-геологических и горнотехнических факторов: размера шахтного поля по простиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов, естественной газоносности и наличия геологических нарушений.
Принимая во внимание угол падения пласта 50, принимаем погоризонтный способ подготовки с отработкой лавами подвигаемые по падению (восстанию). Для устойчивой работы шахты, разрабатывающие пласты пологого и наклонного падения, как правило, принимать запасы угля в пределах горизонта из расчета обеспечения работы каждого не менее 15 лет. Принимаем нисходящий порядок отработки пластов, для обеспечения максимального защитного действия горных работ, проведения очистных и подготовительных выработок вне зоны опорного давления от смежных разрабатываемых пластов.
В погоризонтном способе подготовки необходимо принимать прямой порядок отработки бремсберговых полей и обратный порядок отработки уклонных полей (от границ шахтного поля к стволу).
6. Выбор системы разработки
Выбор системы разработки необходимо проводить методом прямого отбора по принципу соответствия ее основным геологическим и горно-техническим условиям залегания пластов в шахтном поле с учетом достигнутых технико-экономических показателей. При этом следует учитывать также и факторы, влияющие на эффективность применения современных средств механизации очистных работ, надежность работы подземного транспорта, величину потерь полезного ископаемого, вопросы охраны труда и окружающей среды, пожарную безопасность.
Описать выбранный вариант системы разработки и указать ее основные параметры.
В зависимости от горно-геологических условий целесообразно применять для пологих и наклонных пластов мощностью до 3,5м, а при соответствующей механизации до 4,5м, при панельной подготовке - длинные столбы по простиранию, при погоризонтной - длинные столбы по восстанию, а на необводненных пластах - по паданию; выемку по восстанию пласта мощностью более 1,5м принимать при наличии соответствующих научных рекомендаций и обоснований.
При разработке тонких и средней мощности пластов следует применять системы разработки без оставления целиков угля и с повторным использованием штреков с охраной их искусственными жесткими полосами из бетонных плит и других материалов. При мощности пласта свыше 2,5м применять проведение выемочных выработок вприсечку к выработанному пространству.
Для пластов мощностью более 3,5м предусматривать деление их на наклонные слои с выемкой угля в каждом слое длинными столбами. Толщину слоев при технологии выемки угля с индивидуальной крепью принимать в пределах 2-2,5м, а при применении механизированных крепей - до 3,5м.
Для пластов мощностью более 7м необходимо применять комбинированную систему разработки в разных вариантах с использованием гибкого перекрытия.
Для условий, в которых применение системы разработки длинными столбами невозможно или экономически не оправдывается, необходимо применять комбинированную или сплошную систему разработки. Сплошную систему разработки, особенно с проведением штреков вслед за лавой, принимать на тонких (до 0,8м) пластах с углами падения до 15° на глубоких горизонтах, при пучащих вмещающих породах, а также на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа.
На крутых и крутонаклонных пластах при мощности до 1,5м принимать отработку этажей длинными столбами по простиранию с откаткой грузов и выводом исходящей струи на передние промежуточные квершлаги.
При мощности пластов от 0,7 до 3,5м необходимо принимать систему разработки длинными столбами с выемкой по падению с различного рода щитовыми агрегатами.
В данном расчёте мы применяем систему разработки столбовую с поддержанием подготовительной выработкой повторно и погашением вслед за 2 лавой.
7. Технология, механизация и организация очистных работ
Выбор средств комплексной механизации очистных работ следует обосновывать применительно к горно-геологическим условиям одного из разрабатываемых пластов шахтного поля.
При проектировании шахт необходимо предусматривать комплексную механизацию и автоматизацию работ в очистных забоях, наиболее прогрессивные виды оборудования, обеспечивающие высокие технико-экономические показатели, минимальную трудоемкость и максимальную безопасность труда. Выбор средств механизации производить с учетом прогноза развития техники в ближайшие годы.
Выбрав тип выемочной машины, определить ширину захвата ее исполнительного органа. Для узкозахватных комбайнов ширину захвата следует принимать 0,63м для пластов мощностью 1,2-2,5м; 0,8м для пластов мощностью менее 1,2м; 0,4м - при неустойчивой непосредственной кровле или при выемке крепких углей и антрацитов для улучшения их сортности.
Для стругов ширину полосы, вынимаемой за цикл, принимать в пределах 0,8-1,2м.
Тип забойного конвейера необходимо выбирать, учитывая при этом вынимаемую мощность пласта, угол его падения, тип принятой выемочной машины.
При выборе средств крепления очистного забоя необходимо выбрать способ управления кровлей, а также категорию кровли по обрушаемости и устойчивости.
В качестве основного способа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологого падения применять полное обрушение кровли, а на пластах наклонного и крутого падения - полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку.
Управление кровлей частичной или полной закладкой выработанного пространства применять в случаях, когда это необходимо для безопасного ведения горных работ, охраны поверхности или по экономическим соображениям.
Тип механизированной крепи выбирать с учетом горно-геологических условий: мощности пласта, угла падения, типа выемочной машины и забойного конвейера. При этом следует учитывать, что применение механизированных крепей нерационально при неустойчивой кровле; непереходимых геологических нарушениях; длине выемочного поля менее 800м; водопротоке в лаву более 10 м3/ч, а также при наличии труднообрушаемой кровли, если в лаве не предусмотрено разупрочнение пород или использование крепей с повышенным сопротивлением.
В длинных очистных забоях рекомендуется применять следующее наиболее эффективное оборудование:
на пластах пологого падения комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными забойными конвейерами и механизированными гидрофицированными крепями со средствами гидроавтоматического управления.
Комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками и механизированными гидрофицированными крепями, а при необходимости и с оборудованием для закладки;
комплексы оборудования, состоящие из щитовой крепи и выемочно-доставочных машин при выемке полосами по падению.
В сложных горно-геологических условиях, когда применение механизированных крепей неэффективно, необходимо применять комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными скребковыми конвейерами, гидропередвижчиками и индивидуальной металлической крепью - забойными и посадочными стойками (преимущественно гидравлическими с внешним питанием) и шарнирными верхняками.
Выемку тонких пластов в сложных горно-геологических условиях следует предусматривать с помощью бурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия людей, а на крутых пластах - комплексами КМД-72.
В тех случаях, когда конструкция исполнительного органа применяемых выемочных машин обеспечивает самозарубку, использовать безнишевую технологию, предусматривающую самозарубку комбайнов: фронтальную или по способу "косой заезд".
Фронтальную самозарубку применять при расположении исполнительных органов по обоим концам корпуса и снабжении их исполнительных органов торцевыми буровыми резцами. Для остальных узкозахватных комбайнов следует применять самозарубку в пласт "косыми заездами". При этом челноковую схему выемки следует применять для комбайнов с двухсторонними исполнительными органами, а одностороннюю — при любом их расположении.
Для сокращения размеров ниш необходимо применять двухкомбайновую выемку. В таком случае комбайны должны быть повернуты исполнительным органом в сторону соответствующих концевых участков лав.
Применение различных схем самозарубки комбайнов сопровождать выносом приводов конвейеров на штреки. При этом ширина штреков должна составлять 4-5м.
Для выемки ниш предусматривать нишенарезные комбайны. Ширину ниш принимать не менее двукратной ширины захвата исполнительного органа комбайна.
Предусматривать крепление сопряжений лавы со штреком механизированными крепями.
С учетом условий целесообразно принять механизированный очистной комплекс 2КМ87УМН.
Комбайн 2К52МУ
Вынимаемая мощность пласта 1,1 – 1,9м.;
Угол падения по простиранию 35 град.;
Ширина захвата 0,63 – 0,8м.;
Сопротивляемость угля резанию 250кН/м.
Забойный конвейер СП 87
Крепь 2М87УМН
8. Определение параметров очистного забоя
1. Расчет нагрузки на комплексный механический забой по организационному фактору
A=
,т/сут
Где: n — число смен по добыче, в сутки (3);
Т - длительность смены (360 мин при шестичасовой смене);
Т>пз> - время на подготовительно-заключительные операции в смену
(15 мин);
Т>п> - суммарное время учитываемых технологических перерывов организационно-технических простоев в смену(10 мин);
Т>0> - время на отдых (15 мин в смену);
К>н> - коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта на выемочном участке
L - длина лавы, (193)м;
r - ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, (0,63)м;
m – вынимаемая мощность пласта, (0,71)м;
γ – средняя плотность угля, (1,38)
т/м
;
С – коэффициент извлечения угля в лаве (0,98);
L>м> – длина машинной части лавы (без учета суммарной длины верхней и нижней ниши);
=193-10
= 183м
=10м
V>р> - рабочая скорость подачи комбайна, 4,5м/мин
V>м >- маневровая скорость подачи комбайна при зачистке лавы, 7,5м/мин
t>в> - время на вспомогательные операции, отнесенные к 1м длины машинной части лавы (0,1с);
t - продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу (15мин).
Коэффициент надежности механизированного комплекса по техническим отказам
0,75
Где:
К>к> - коэффициент готовности комбайна (0,94);
К>кр> - коэффициент готовности механизированной крепи (0,93);
К>кл> - коэффициент готовности конвейера лавы (0,94);
К>п> - коэффициент готовности сопряжения с перегружателем (0,94);
n>к> – число ленточных конвейеров на транспортной выработке (2);
К>лк> - коэффициент готовности ленточного конвейера на транспортной выработке (0,97).
2. Определяем максимально допустимую нагрузку на очистной забой по газовому (метановому) фактору т/сут
A>max>=550*2,1-1,67(1590(1-0.05)/194)1,93=8365,64т/сут
Где:
I>р> и А>р> - абсолютная метанообильность (м/мин) и нагрузка на лаву (т/сут)
С - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе воздуха, С = 1,0%;
С>0> - концентрация метана в поступающей струе воздуха, Сo=0,05%;
Q>р >- максимальный расход воздуха в лаве, м /мин.
Q>р> =Q>max>*K>оз> = 60*S>оч.>>min>*ν>max>*К>оз>,
Q>р>=60*5,3*4*1.25=1590
Где:
S>оч.>>min> - минимальная площадь поперечного сечения призабойного
пространства лавы (5,3),
К>оз> - коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, принимать (1,25);
ν>max> - максимально допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве (4 м/с).
3. Нормативная нагрузка на очистной забой, т/сут,
Где:
А>0> - норматив нагрузки на очистной забой.
Где: m>1>,m>2> — соответственно ближайшее меньшее и большее табличные значения вынимаемой мощности пласта, м;
A1, A2- 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 состояния непосредственной кровли.
∆l>оз>. - разность длины очистного забоя, м;
N>см> - число смен по добыче в сутки (3);
Т - продолжительность смены (360 мин);
γ - плотность горной массы в массиве без учета пресекаемых боковых пород (1,38т/м) ;
К - коэффициент уменьшения норматива нагрузки на очистной забой угольных шахт со сложными горно-геологаческими условиями (0,8);
Число циклов, выполняемых в сутки:
n>ц> =
n>ц>=
Где:
Qц - добыча угля, получаемая при выемке одного цикла, т, определяется по формуле
Q>ц>=L* m * γ * n * r * C
Q>ц >= 170*1,38*1,38*3*0,63*0,98=599,65
Где:
L – длина очистного забоя без учета ниш (170м);
m – мощность пласта (1,38м);
γ – объемный вес угля (1,38 т/м);
r – ширина захвата (0,63м);
С - коэффициент извлечения угля (0,98).
9. Сводка основных технико-экономических показателей
Угол падения пласта - 50;
Мощность разрабатываемого пласта - 1,38м;
Размеры шахтного поля:
по простиранию - 12000м;
по падению - 2400м;
Запасы шахтного поля:
балансовые - 114860,16 тыс. тонн;
промышленные – 102340,4026 тыс. тонн;
Схема вскрытия – вертикально-центрально-сдвоенными стволами, капитальным квершлагом с центрально отнесенной вентиляционной скважиной;
Система разработки – столбовая с поддержанием подготовительной выработки повторно и погашением вслед за 2 лавой;
Нагрузка на лаву - 1678,33 т/сут;
Длина лавы - 193м;
Тип механизированного комплекса - 2КМ87УМН.
Список литературы
1. Задачник по подземной разработке угольных 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 проектирования угольных и сланцевых шахт. - М.: Минуглепром, 1986. - 103 с.
3. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. - Киев, 1996. - 422 с.