Подземная разработка пластовых месторождений

Задание

для выполнения курсового проекта по дисциплине

«Подземная разработка пластовых месторождений»

Тема задания: Расчет и обоснование основных технических и технологических параметров работы горно-добывающего предприятия при подземной отработке запасов пластовых месторождений полезных ископаемых

Содержание задания: На основании горно-геологических характеристик и условий залегания месторождения определить технологические и технические параметры разработки месторождения или отдельных его участков.

Исходные данные для выполнения курсового проекта:

Протяженность шахтного поля по простиранию 4,5 км, по падению 4,0 - 5,0 км.

Подготовка шахтного поля производится двумя горизонтами -23 м и -215 м. Способ подготовки шахтного поля - погоризонтный, система разработки длинными столбами по падению с отработкой лав по восстанию.

Уголь пласта - антрацит, среднезольный (25,4 %), среднесернистый ( 2,2 %).

Глубина разработки изменяется от 240 до 50 м.

Залегание угольного пласта и вмещающих пород моноклинальное с углами падения 2-8°, на отдельных участках до 10°.

Мощность пласта колеблется от 1,71 до 2,09 м., средняя 2 м., средняя угольных пачек 1,75 м. На участках максимального развития и обрушения «ложной кровли» выемочная мощность может составлять 2,3-2,4 м.

Дата выдачи задания _____ __________ 201_г.	Руководитель курсового проектирования _______________________________________
Срок сдачи проекта _____ __________ 201_г.	Оценка за выполненный проект ________________________

Содержание

1. Введение

2. Горно-геологическая характеристика месторождения

3. Организация работ горно-добывающего предприятия

4. Обоснование запасов горно-добывающего предприятия

5. Вскрытие, подготовка и система разработки горно-добывающего предприятия

6. Экономико-математическая модель удельных затрат на проведение выработок и сооружения объектов, поддержание выработок, водоотлив и транспортирование полезного ископаемого

7. Обоснование средств механизации очистных работ

7.1. Выбор средств механизации очистных работ

7.2. Расчет среднесуточной нагрузки на комплексно-механизированный очистной забой по технической возможности применяемого оборудования

8. Экономико-экологическая оценка деятельности горно-добывающего предприятия

9. Список использованных источников

1. ВВЕДЕНИЕ.

Угольная промышленность, занимающаяся добычей и переработкой угля, имеет большое народнохозяйственное значение. В настоящее время огромное значение придается дальнейшему развитию тяжелой промышленности, в том числе топливно-энергетическому комплексу. Уголь продолжает оставаться одним из основных видов топлива в промышленности, поэтому развитие горнодобывающей отрасли неразрывно связано с развитием технологии добычи угля.

Перспективным планом развития угольной промышленности предусмотрены дальнейшее ускорение развития комплексной механизации и автоматизации труда на предприятиях отрасли.

Современные угольные шахты представляют собой крупные комплексно механизированные автоматизированные предприятия, которые оснащены разнообразными машинами, облегчающими труд шахтеров и создающими необходимые условия для безопасного ведения работ в подземных выработках. Подземное горное оборудование насчитывает многие десятки различных типов машин и автоматизированных систем управления и связи.

В новых горных машинах широко используются гидравлические механизмы, электрические датчики, реле, а также электронные приборы и аппаратура телемеханики, что требует серьезной подготовки квалифицированных рабочих, обслуживающих эти машины.

В целях технического перевооружения угольных шахт предусматривается: ускорение разработки и освоения производства систем машин для комплексной механизации проведения горных выработок, в том числе с использование проходческих комплексов и комбайнов для проведения выработок по крепким породам; создания и внедрения автоматизированных горных машин, обеспечивающих проходку без непосредственного присутствия людей в забоях; увеличение производственных мощностей заводов угольного машиностроения Российской Федерации для более полного удовлетворения потребностей отрасли в высокопроизводительном, надежном и эффективном горно-шахтном оборудовании и в запасных частях к нему; улучшение условий труда работающих и повышение техники безопасности.

Одно из направлений повышения эффективности работы угледобывающих предприятий - внедрение комплексной механизации и автоматизации производственных процессов. Это направление реализуется не только, количественным ростом на шахтах средств механизации и автоматизации, но и болеетехническим уровнем горно-шахтного оборудования (ГШО) по таким показателям, как энерговооруженность и производительность.

Технико-экономические показатели работы шахт в значительной мере
определяются эффективностью использования ГШО по назначению. Как следствие, повышаются требования не только к техническому уровню и качеству ГШО, но и к уровню организации, управления и технологии работ по поддержанию его в работоспособном состоянии и безотказности, более полному использованию его технического ресурса.

Специфические тяжёлые режимы и условия работы горной техники, обусловленные нестационарным, динамическим характером нагрузок, взрывоопасностью, запылённостью и агрессивностью окружающей среды и другими неблагоприятными факторами, вызывают особые трудности при решении рассматриваемой проблемы.

Эффективность эксплуатации ГШО обеспечивается также требованиями по его надёжности, технологичности, универсальности, унификации, стандартизации, ремонтнопригодности и др.

Процесс эксплуатации горного оборудования - это период реализации его возможностей, заложенных при проектировании и проведении всех видов по техническому обслуживанию и ремонту (ТОР). Поэтому в этот период вступают в силу такие факторы, как условия эксплуатации, правильный выбор режимных параметров, выбор методов диагностирования технического состояния ГШО и системы эксплуатации, уровень квалификации обслуживающего персонала, режим и качество смазки и др.

Реализация указанных условий невозможна без участия инженерно-
технических работников горного предприятия и его эффективно работающей
организационной структуры управления энергомеханической службы шахты.

2. Горно-геологическая характеристика месторождения.

Залегание угольного пласта и вмещающих пород моноклинальное с углами падения 2-8°, на отдельных участках до 10°.

Мощность пласта колеблется от 1,71 до 2,09 м., средняя 1,90 м., средняя угольных пачек 1,75 м. На участках максимального развития и обрушения «ложной кровли» выемочная мощность может составлять 2,3-2,4 м.

Угольный пласт сложного строения, состоит из двух угольных пачек разделённых породным прослойком, в нижней части пачек уголь повышенно зольный за счёт наличия слойков сланца углистого и глинистого. В верхней пачке отмечается прослой угля зольного, который отделяется от основной пачки прослойком сланца глинистого. Мощность прослойка увеличивается к востоку от 0,0 до 0,12м.

Над пластом залегает «ложная кровля», представленная слоем сланцев глинистых с тонкой пролинзовкой угля, вкрапленностью и гнёздами тонкокристаллического пирита и отпечатками обугленной флоры. Порода слабая, коэффициент крепости 2,5-4. Мощность слоя от 0,01м до 0,42 м, средняя 0,14 м. Оценивается как весьма неустойчивая, при ведении очистных работ на отдельных участках обрушается после выемки угля. Распространение пород «ложной кровли» зональное. Участки максимального развития «ложной кровли» прогнозируются в нижней и северо-западной части выемочного поля, а также на отдельных ограниченных участках.

Непосредственная кровля представлена сланцами песчаными и песчано-глинистыми. Порода неоднородная с плитчатой отдельностью, обусловленной наличием обугленной флоры и плёночками угля. Мощность отдельности 0,03-0,2м. Мощность непосредственной кровли до = 3,05 м., коэффициент крепости ⁼4-9. Сланцы песчаные оцениваются преимущественно как среднеустойчивые, сланцы песчано-глинистые как неустойчивые. На отдельных участках непосредственная кровля выклинивается. Шаг обрушения непосредственной кровли 1-6 м после выемки угля.

Основная кровля представлена песчаниками светло серыми, крепкими, местами в нижней части слоя трещиноватыми. Коэффициент крепости⁼ 10-16, мощность слоя = 8,59-21,9 м.

Основная кровля оценивается как труднообрушающаяся. Первичная по-садка основной кровли предполагается при отходе забоя лавы на⁼ 30-70 м. от разрезной печи. Осложнений при посадке основной кровли на ранее отработанных участках не возникало. Шаг вторичной посадки 3-15 м.

Непосредственная почва представлена сланцами глинистыми, комковатыми с остатками корневищ растений, плёночками угля, вкрапленностью и гнёздами тонкокристаллического пирита. Мощность слоя ⁼ 0,2-1,05 м, коэффициент крепости ⁼⁼ 3-4. Сланцы глинистые местами подстилаются сланцами песчано-глинистыми и песчаными. Мощность слоя до 3,0 м. Коэффициент крепости⁼ 4-8. Ниже залегает мощный слой крепких кварцевых песчаников.

Непосредственная почва оценивается как среднеустойчивая не склонная к пучению.

При ведении очистных работ возможно вскрытие зон сингенетическихразмывов, представленных частичным замещением пласта линзами песчаника и сланца песчаного (коэффициент крепости 6-12) и угольными прослойками в породах кровли. Минимальная мощность пласта в зонах размывов изменяется от 1,2 до 1,5 м.

Геологическое нарушение Н1 взбросо-надвигового характера, имеет амплитуду 0,3-0,5 м. и простирается в поле лав № 14 и № 16 предположительно на 80-100 м. Значительных осложнений при переходе нарушения забоями лав № 14 и № 16 не ожидается.

Геологические нарушения Н2, НЗ взбросо-надвигового характера, прослежены в ходках №101 и № 14, диагонально пересекают выемочное поле лавы № 16 и затухают в выемочном поле лавы № 14. Амплитуда нарушения Н2 -2,5 м, угол падения сместителя 22-32°, нарушения НЗ - 1,3 м, угол падения сместителя 32-56°.

Геологическое нарушение Н4 сдвигового характера имеет небольшую амплитуду 0,2-0,3 м, представлено двумя сместителями с углами падения 85-55° и зоной перемятых пород и углей мощностью 3-6 м прослежено в выемочных участках лав № № 15-19 и 12. В оконтуривающих выработках при вскрытии нарушения отмечались вывалы и куполение кровли. В очистных забоях осложнений при пересечении нарушения Н4 не отмечалось.

Геологическое нарушение Н5 взбросо-надвигового характера с амплитудой смещения 1,8-1,9 м, угол падения сместителя 30°. Горно-геологические условия перехода нарушения Н5 забоем лавы № 16 предполагаются аналогичными с нарушением Н2.

На участке пересечения геологических нарушений Н4-Н5 с ходками № 16 и № 101 в зоне влияния очистных работ возможны вывалы и куполение кровли.

В зонах геологических нарушений и размывов ожидаются участки повышенного горного давления, обусловленные наличием ослабленных контактов, повышенной трещиноватостью и обводненностью, где возможны вывалы и куполение пород кровли.

Фактический водоприток в лавах № 14 и № 16 = 54 м³/ч.

Угольный пласт отнесён к неопасным по пыли, газу, горным ударам, внезапным выбросам, не склонен к самовозгоранию. Марка угля А.

Опасным фактором являются наличие геологических нарушений и «ложной кровли», вредным наличие во вмещающих породах.

Подготавливаемый к отработке выше горизонта -215м участок располагается в следующих границах:

- на северо-востоке - восточный конвейерный штрек горизонта -23 м;

- на юго-востоке - ходок № 105-бис;

- на юго-западе - восточный откаточный штрек горизонта -215 м;

- на северо-западе - ходок № 101.

В пределах описанных границ размещаются два выемочных столба с необходимыми охранными целиками.

К общешахтным потерям отнесены запасы в охранных целиках у ВКШ и ВОШ горизонта - 23 м, у вентиляционных сбоек лав № 101 и № 103, а также у ВКШ и ВОШ горизонта -215м.

В результате расчётов установлены промышленные запасы угля, которые составляют = 1,280 млн. т, в том числе по лаве № 14 - 0,590 млн. т, а по лаве №16-0,690 млн. т.

Сумма общешахтных потерь составляет =365,9 тыс. т, а эксплуатационных потерь - ⁼ 171,7 тыс. т.

При отработке запасов по столбовой системе разработки процент извлечения составляет 85,5 %.

Режим работы 000 «Шахтоуправление «Садкинское»:

- рабочих дней в году - 300 дней в году;

- шестидневная рабочая неделя для шахты и пятидневная с одним общим выходным днём для рабочих;

- трёхсменный режим работы под землёй и на поверхности при продолжительности смены 8 часов;

- при трех сменах работы под землей две смены добычные, а одна -ремонтно-подготовительная.

При таком регламенте горного предприятия продолжительность отработки промышленных запасов в столбах лав №14 и №16 составит примерно год.

3. Организация работ горно-добывающего предприятия.

- рабочих дней в году - 300 дней в году;

- шестидневная рабочая неделя для шахты и пятидневная с одним общим выходным днём для рабочих;

- трёхсменный режим работы под землёй и на поверхности при продолжительности смены 8 часов;

- при трех сменах работы под землей две смены добычные, а одна -ремонтно-подготовительная.

При таком регламенте горного предприятия продолжительность отработки промышленных запасов в столбах лав №14 и №16 составит примерно год.

4. Обоснование запасов горно-добывающего предприятия

Проведем подсчеты балансовых запасов.

Балансовыесчитают такие запасы, разработка которых экономически целесообразна при существующем уровне техники и технологии.

Балансовые запасы шахтного поля

где S– размер шахтного поля по простиранию, м;

H– размер шахтного поля по падению, м;

n– число рабочих пластов в шахтном поле;

– мощность i-го рабочего пласта, м;

– объемная масса угля i-го рабочего пласта, т/м³.

5. Вскрытие, подготовка и система разработки горно-добывающего предприятия.

Шахта вскрыта тремя наклонными стволами: главным, вспомогательным и людским. Все стволы пройдены по покровным отложениям под углом 14° и закреплены замкнутой металлобетонной крепью сечением 16,9 м² в свету до ПК-15-20. По коренным породам до ПК-160-180 стволы пройдены по пласту с верхней подрывкой боковых пород сечением 13,7 м² в свету, закреплены металлической арочной крепью АП-15,5, до горизонта -215 м сечением 13 м²., закреплены анкерной крепью.

Разработка шахтного поля производится длинными столбами по восстанию с нарушением. Выемка угля производится при помощи очистного комбайна КДК-500, механизированной крепи ЗКД90Т, забойного конвейера СПЦ-230 оптимальная суточная добыча из лавы укомплектованной вышеперечисленным оборудованием достигала 10000 тонн. Отработка лавы производится с вынесением нижней и верхней приводных головок забойного конвейера на ходки. Комбайна КДК-500 осуществляется методом косого заезда в следующем:

- машинист комбайна включает конвейер и комбайн, и начинает движение в сторону ходка №10 до полной зарубки правого шнека в забой. Длина заезда быть не менее пяти метров. При входе комбайна в зону изгиба забойного оборудования, происходит постепенная его зарубка, а при выходе на задвинутую часть конвейера, комбайн полностью зарубывается на ширину захвата - 0,8м.;

- ГРОЗы задвигают незадвинутые секции на нижнем участке лавы, концевую секцию, после чего производят задвижку конвейера и нижней приводной головки комбайна включает конвейер и комбайн, и начинает движение в сторону ходка №12. правый шнек поднят, левый опущен. Произведя вырубку останавливает комбайн, поднимает левый шнек, опускает правый, включает привод комбайна и начинает выемку угля в сторону ходка

Главный (конвейерный) ствол предназначен для выдачи горной массы на поверхность. Ствол проветривается обособленной струей воздуха, для этого он оснащен вентиляторными установками ВЦ-15 (4 шт.), которые работают попарно.

Вспомогательный ствол предназначен для спуска - подъема материалов, оборудования и людей. По стволу в шахту поступает свежий воздух. Обогрев шахтного воздуха в зимнее время предусмотрен от калориферной установки.

Людской ствол предназначен для спуска-подъема людей и выдачи исходящей струи воздуха из шахты. Для выдачи воздуха из шахты людской ствол оснащен вентиляторной установкой ВОД-21М (2 шт.), в работе один.

Подготовка шахтного поля производится двумя горизонтами -23 м и -215 м. Способ подготовки шахтного поля - погоризонтный, система разработки длинными столбами по падению с отработкой лав по восстанию.

Подготовка горизонта -23 м планируется проведением откаточных и конвейерных выработок на горизонте -23м и -215м.

Выемка угля из очистных забоев подготовленных столбов производится по бесцеликовой технологии. Отработка лав ведется без сохранения вентиляционной и конвейерной выработки. Управление кровлей – полным обрушением.

Отработка целиков, охраняющих сооружения на поверхности, будет осуществляться методом коротких лав длиной не более 60 м. Для оснащения коротких забоев потребуется механизированная крепь типа 3КД90Т и двухшнековый комбайн типа К500Ю.

6. Экономико-математическая модель удельных затрат на проведение выработок и сооружения объектов, поддержание выработок, водоотлив и транспортирование полезного ископаемого.

С увеличением размеров шахтного поля по простиранию и падению одни затраты (на транспорт, поддержание выработок, водоотлив и проветривание), отнесенные к 1т запасов, увеличиваются, а другие (на строительство и оборудование зданий и сооружений на поверхности, проходку стволов и околоствольных дворов, квершлагов) – уменьшаются. Поэтому можно найти такие размеры шахтного поля, при которых сумма затрат, отнесенная к 1т запасов, будет минимальной.

Необходимо все затраты выразить как функцию двух переменных: длина шахтного поля по простиранию и падению. При этажной подготовке шахтного поля такими параметрами могут быть размеры этажа, которые по простиранию можно изменять непрерывно, по падению – на длину этажа. Поэтому размеры по падению будем выражать числом этажей.

Для каждого варианта схемы вскрытия сумма затрат будет зависеть от расположения и условий поддержания выработок, их числа и т. д. Ниже рассмотрена задача определения размеров шахтного поля для нескольких типичных вариантов вскрытия.

Введем следующие обозначения: åk_ст, åk_шур – суммарная стоимость углубки 1м соответственно вертикальных стволов и шурфов; åk_ход – суммарная стоимость проведения 1 м ходка; К_пр.пл, К_мон – соответственно затраты на проведение приемной площадки и монтажа оборудования лавы; В' – затраты на строительство всех наземных сооружений шахты (здания, механизмы и оборудование); t_яр – срок службы яруса; n_яр – число ярусов в шахтном поле; n₁ – число лав в ярусе; Z_яp – запасы угля в ярусе; n_бр, n_ук – число ярусов соответственно в бремсберговом и уклонном полях; m₁ – число одновременно разрабатываемых панелей; åk_я.ш., åk_п.я._ш. – суммарная стоимость проведения 1м соответственно ярусных и подъярусных штреков; g_я.ш., g_п.я.ш, – стоимость транспортирования 1т угля соответственно по ярусным и подъярусным штрекам; х_о – число ярусов (этажей), через которое выгодно подготавливать новый горизонт; В^/ – затраты на подготовительные работы по углубке стволов; D – затраты на устройство и оборудование околоствольного двора; k_кв – стоимость проведения 1м квершлагов; åk_o.ш, åk_бр – суммарная стоимость проведения 1м соответственно основных штреков и бремсбергов; åК_кам – затраты на проведение камер; Н_яр – наклонная высота яруса, м; l_пл – расстояние между крайними пластами по нормали, м; S_ш.п. – размер шахтного поля по простиранию, м; S – размер панели по простиранию, м; n – число одновременно разрабатываемых панелей; m₂ – общее число панелей по простиранию в шахтном поле; u – годовое подвигание очистной линии забоев, м; år₁ суммарная стоимость поддержания 1 м выработки в год соответственно индексу выработки; g_бр, g_ст, g_кв, g_o.ш, g_yк – стоимость транспортирования 1 т угля соответственно по бремсбергу, стволу, квершлагу, основному штреку и уклону; А_г – годовая добыча шахты, тыс. т; N – номер горизонта, для которого определяется шаг углубки; n₁ – число горизонтов, при которых квершлаг не выходит за пределы свиты пластов; w – коэффициент водообильности; g?_ств, g?_ук – затраты на водоотлив по стволу и уклону; М – число групп пластов; Н₀ – мощность наносов, м; j – отношение числа ярусов в бремсберговом поле к общему числу ярусов в горизонте; år_ход – суммарная стоимость поддержания 1 м в год ходков в группе одновременно разрабатываемых пластов; Н – размершахтного поля по падению, м; år_ст — суммарная стоимость поддержания 1 м ствола в год; a — угол падения пластов.

Таблица 1. Горно-геологические и горнотехнические факторы,

влияющие на выбор отдельных уровней технологической схемы шахты

Горно-геологические и горнотехнические факторы	Схема и способ вскрытия шахтного поля	Схема и способ подготовки шахтного поля	Система разработки	Поддержание и проведение подготовительных выработок		Вентиляция	Очистные работы	Подземный транспорт
								участковый	магистральный
Размер и форма шахтного поля	+	–	–	+		+	+	+	+
Глубина разработки	+	+	–	+		+	+	–	–
Морфология и характер залегания пластов (угол падения пластов и др.)	+	+	+	+		–	+	–	–
Число разрабатываемых пластов	+	–	–	+		–	+	–	+
Макротектоника (амплитуда нарушений h ³ 20 м)	+	–	–	–		–	+	–	–
Мощность наносов	+	–	–	–		–	–	–	–
Рельеф поверхности	+	–	–	–		–	–	–	–
Опасность по горным ударам, внезапным выбросам угля, породы, газа	+	+	+	+		+	+	+	+
Обводненность шахтного поля	+	–	+	+		–	+	+	+
Объем запасов	+	–	–	–		–	–	–	–
Физико-механические свойства угля и вмещающих пород	–	+	+	+		–	+	–	+
Газоносность пластов	–	+	+	+		+	+	+	+
Склонность пластов к самовозгоранию	–	+	+	+		+	+	–	–
Сближенность пластов	–	+	–	+		+	–	–	–
Мощность разрабатываемых пластов	–	+	+	+		+	+	+	–
Нарушенность шахтного поля (10 м < h £ 20 м)	–	+	–	+		–	–	–	–
Взрывоопасность угольной пыли	–	–	–	+		–	+	–	–
Зольность (качество) добываемого угля	–	–	–	–		–	+	–	+
Климатические условия	–	–	–	–		+	–	–	–
Гипсометрия пласта	–	+	+	+	–		+	+	–
Микротектоника (h £ 10 м)	–	–	+	–	–		+	–	–
Управление кровлей пласта	–	–	–	–	–		+	–	–
Плотность угля, горной массы	–	–	–	–	–		–	+	+

+ - фактор оказывает влияние на выбор уровня технологической схемы

Составим математическую модель удельных затрат на проведение выработок и сооружение объектов.

Удельные затраты на проведение выработок:

- стволов

где åk_ств.г– суммарная стоимость проведения 1 м главных стволов;

- сооружение околоствольных дворов

,

где К_о.д.г– стоимость сооружения околоствольного двора у главного ствола;

Затраты на монтаж и демонтаж оборудования в лавах

,

где åk_м.д– суммарная стоимость монтажа и демонтажа оборудования в лаве для одного столба по всем пластам, руб.

Затраты на поддержание выработок:

- стволов

где år_ств.г— суммарная стоимость поддержания 1 м в год главных стволов;

Затраты на транспортирование угля:

- по стволам (включая водоотлив)

;

где g_ч.ств–стоимость «чистого» транспортирования 1т·м угля по стволу; g'_{ч. ств}– стоимость 1т «чистого» водоотлива по стволу.

7 Обоснование средств механизации очистных работ

7.1 Выбор средств механизации очистных работ.

Выемка угля производится при помощи очистного комбайна КДК-500, механизированной крепи 2ОМТ01С, забойного конвейера СПЦ 230-12, максимальная суточная добыча из лавы укомплектованной вышеперечисленным оборудованием достигала 10000 тонн. Отработка лавы производится с вынесением нижней и верхней приводных головок забойного конвейера на ходки.

Оборудование очистного забоя.

Механизированная крепь 2ОМТ01С.

Наименование параметров		Норма
1		2
Удельное сопротивление на 1м2 поддерживаемой площади, кН/м2		895
Сопротивление секции, кН, не менее		6260
Применяемость по вынимаемой мощности, м		1,5-2,5
Сопротивление на конце консоли перекрытия, кН/м, не менее		643
Коэффициент гидравлической раздвижности, не менее		2,0
Коэффициент начального распора, не менее		0,7
Максимальное рабочее давление в напорной магистрали, МПа		32
Габариты секции крепи, мм: длина ширина		5495 1400
Усилие передвижки (при максимальном рабочем давлении в напорной магистрали), кН, не более Секции Конвейера		331 160
Среднее давление на почву, мПа, не более		2,5
Высота секции крепи, мм Минимальная Максимальная, не менее		1200 2500
Шаг установки секции, м		1,5
Максимальное расстояние от забоя до передней кромки перекрытия, не более, мм		332
Шаг передвижки, м		0,8
Размер прохода в крепи, м, не менее Высота сдвинутая/раздвинутая Ширина		0,85/2,15 0,7
Тип системы управления		Электрогидравлическое фирмы «ОНЕ», автоматическое, групповое, дистанционное с соседней секции
Коэффициент затяжки кровли, не менее		0,9
Давление срабатывания предохранительного клапана гидростойки при номинальном сопротивлении секции, МПа		40
1		2
Масса секции, кг, не более		10650
Скорость крепления, м/мин, не более		10,0
Количество секций в лаве, ед.		200
Горно-технологические условия применения крепи
Вынимаемая мощность пластов		1,48-2,5
Угол падения пластов, градус, при работе: По простиранию По падению или восстанию		0-10 0-10
Категория пород кровли		любая по тяжести проявления горного давления и допускающая обнажение в зоне выемки до 8м2 в течение 30 мин.
Сопротивление почвы вдавливанию, МПа, не менее		3
Длина лавы, м, до		300
Направление забоя		Любое
Система разработки		Длинные столбы
Способ управления кровлей		Полное обрушение
Температура окружающей среды, С		+4…+35
Относительная влажность, %, не более		93
Обводненность		не более 10м3/час
	Технические данные крепи сопряжения
			2ОМТ41С		3КД90ТЮ
	Сопротивление секции, кН			6260		3200
	Удельное сопротивление секции на 1 м2 поддерживаемой площади, кН/м2 , не менее			895		255
	Максимальное рабочее давление в гидрросистеме, мПа			32		32
	Коэффициент гидравлической раздвижности секции, не менее			2,2		1,95
	Шаг передвижки, м			0,8		0,8
	Усилие при передвижке, кН, не более Секции Стола регулируемого (с концевой головкой конвейера)			331 160, 492		400 240
	Давление срабатывания предохранительного клапана гидростойки секции крепи при номинальном сопротивлении, мПа			40		40
	Габаритные размеры секции: Высота, мм Минимальная Максимальная Длина, мм, Ширина по перекрытию, мм Масса, кг			1400 3100 7530 1400 13650		1000 3014 7025 1200 9600
	Тип системы управления			Электрогидравлическое фирмы «OНЕ», дистанционное с соседней секции
	Количество секций, ед.			3		2

Комбайн КДК-500.

1. Пределы регулирования высоты исполнительного органа диаметром 1400 мм: - нижний не более, мм - верхний не менее, мм	1400 2870
2. Величина опускания исполнительного органа диаметром 1400 мм ниже опорной поверхности забойного конвейера, мм, не менее	220
3. Ширина полезного захвата исполнительных органов, мм	800
4. Верхний предел диапазона бесступенчатого регулирования скорости подачи, м/мин, не менее	20
5. Тип механизма подачи	Встроенная бесцепная подача с частотно-регулируемым приводом
6. Максимальная рабочая скорость подачи, м/мин	8,0
7. Производительность, при сопротивляемости угля резанию 270 Н/мм, т/мин.	12
8. Максимальное тяговое усилие механизма подачи, кН	450
9. Тормозное устройство	Встроенное механогидравлическое
12. Масса комбайна, кг	33500

Конвейер скребковый СПЦ 230-12.

Наименования показателя	Значение
1. Производительность (транспортирующая способность) т/мин (т/час),	20 (1200)
2. Скорость движения тягового органа, м/с, не менее	0,39/1,17
3. Допускаемый угол транспортирования, (градусов), не более	35
4. Длина конвейера, м	305
5. Мощность электродвигателя, кВт	105/315
6. Число электродвигателей, шт.	3
7. Напряжение, В	3300
8. Число и расположение цепей	Две, центральносдвоенное
9. Тип цепи (калибр, шаг, класс прочности)	Цепь 34х126
10. Расстояние между скребками, мм	1080
11. Длина рештака, мм	1500
12. Расстояние между осями цепей, мм	200

Перегружатель СПЦ-230-81.

Наименования показателя	Значение
1. Производительность (транспортирующая способность) т/мин, не менее	18
2.Допускаемый угол транспортирования, (градусов), не более	35
3.Длина конвейера, м	45
4.Номинальная мощность электродвигателя, кВт	160
5.Скорость движения тягового органа, м/с, не менее	1
6.Число электродвигателей, шт.	1
7.Число и расположение цепей	Две, центральноразнесённое
8.Тип цепи	Цепь 30х108-С
9.Расстояние между осями цепей, мм	220
10. Высота боковины, мм	255
11. Длина рештака, мм	1500; 3000
12. Ширина рештака по боковинам, мм	860

В период работы лав на данном оборудовании были достигнуты следующие производственные показатели:

Год	Среднесуточные нагрузки, тонн	Максимальные среднесуточные нагрузки, тонн
2007	4000	6800
2008	4900	6900
2009	4500	7000

7.2 Расчет среднесуточной нагрузки на комплексно-механизированный очистной забой по технической возможности применяемого оборудования.

Определение технически возможной скорости крепления очистного забоя механизированной крепью и соответствующей ей производительности механизированного комплекса.

Фланговую скорость крепления очистного забоя (по его длине) механизированной крепью определяем по формуле:

= 1,5 * 1= 1,5м/мин

где - фланговая скорость крепления очистного забоя (по его длине) механизированной крепью, м/мин; L - шаг установки секций крепи по длине лавы, м; N_c - количество секций крепи, передвинутых в течении минуты, секций/мин.; К_ом - коэффициент ограничения скорости крепления забоя лавы механизированной крепью, обусловленный мощностью пластов.

Величина N_c зависит от технического уровня механизированной крепи:

N_c > 3- при автоматизированном электрогидравлическом управлении;

N_c = 2,5 - при дистанционном (ручном) управлении с разделенными функциями командно-исполнительной системы;

N_c = 2 - при дистанционном (ручном) управлении с совмещенными функциями.

Коэффициент К_ом в зависимости от мощности пластов принимаем по таблице 8.1.

Таблица 8.1. - Коэффициент ограничения скорости крепления КМЗ

Мощность разрабатываемого пласта	Значение Ком
Тонкие пласты (до 1,2 м)	0,75
Пласты средней мощности (1,2 - 3,5 м)	1
Мощные пласты (свыше 3,5 м)	0,875

Фланговая скорость крепления КМЗ (по его длине) механизированной крепью корректируется с учетом угла падения пласта по формуле:

1,5 * 1= 1 м/мин

где К_уп - коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта:

при работе комплекса по простиранию:	α < 9°	Куп = 1
	9 < α < 35°	Куп = 1-0,013-(α -9)
при работе комплекса по падению:	α < 6°	Куп = 1
	6 < α < 15°	Куп = 1-0,0066 α -0,00087 α2

Производительность очистного механизированного комплекса по скорости крепления забоя (по его длине) механизированной крепью определяем по формуле:

т/мин

где т_в - средняя вынимаемая мощность пласта (с учетом мощности породных прослойков и присечки боковых пород), м; γ - плотность добываемой горной массы, т/м; l_пк - номинальный шаг передвижки секций крепи, тождественный ширине захвата выемочной машины, м. В случае невыдержанной мощности угольного пласта и породных прослоев выделяются участки КМЗ, на которых мощность чистых угольных пачек и породных прослоев отличается не более чем на 10% и для каждого такого участка определяется производительность очистного механизированного комплекса.

Определение скорости подачи комбайна.

Скорость подачи выемочного комбайна при отбойке угля определяем по формуле:

=14 м/мин

где N - мощность электродвигателя рабочего органа, кВт; h_p - КПД редуктора исполнительного органа; для очистных комбайнов принимается - 0,93; п_1л - количество резцов в одной линии резания, принимается в зависимости от конструкции шнека - 2, 3, 4; К_п - коэффициент, учитывающий затраты мощности на перемещение комбайна. Если комбайн перемещается двигателем, вращающим шнеки, то К_п = 0,9 .. .0,95, в противном случае К_п = 1; А - средневзвешенная сопротивляемость пласта угля резанию, кН/м; D_ш - диаметр шнеков комбайна, м; п₃ - количество резцов, разрушающих забой одновременно; К_от - коэффициент отжима, учитывающий уменьшение сил резания вследствие горного давления; К_п.рез - коэффициент, учитывающий притупление резцов, принимается 1,15 ... 1,2.

Коэффициент отжима для очистного забоя определяем по формуле:

=0,35+()/()=1,15

где К_от.о- коэффициент отжима на поверхности забоя; для углей марки К, Ж, ОС, Т, А - К_от.о= 0,35, для других марок угля - К_от.о= 0,45; r - ширина захвата исполнительного органа комбайна, м.

Коэффициент отжима и скорость подачи выемочного комбайна определяется по участкам, ранее выделенным при определении скорости крепления очистного забоя.

Производительность очистного механизированного комплекса по скорости подачи комбайна.

Производительность очистного механизированного комплекса по технически возможной скорости подачи очистного комбайна при отбойке угля определяем по формуле:

т/мин

где К_r - коэффициент использования захвата, принимается для узкозахватных комбайнов работающих в лавах по восстанию - 0,93, в остальных случаях - 1.

Расчет производительности комбайна по приемной способности участковой конвейерной линии

Приемная способность участковой конвейерной линии определяем по формуле:

= т/мин

где Q_Д - производительность средств транспортировки, т/час.

Определяется как минимальная из производительностей последовательной цепи скребковых конвейеров (установленных в КМЗ) и перегружателя. Расчет производительности комбайна по приемной способности участковой конвейерной линии производится по формуле:

=0,65*33,3= 21,6 т/мин

где К_ПС - коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способности участковой конвейерной линии. Коэффициент К_ПС определяем по графику (рис. 1) в зависимости от коэффициента резерва приемной способности участковой конвейерной линии .

=

Рис. 1. Зависимость коэффициента снижения производительности комбайна К_пс от коэффициента резерва пропускной способности транспорта

Расчет коэффициента машинного времени.

Сменный коэффициент машинного времени Км определяем по формуле:

=

где - коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов (возникающих только при работе комбайна); - коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов (возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при его остановке); k - расчетный коэффициент.

Коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов определяем по формуле:

=

где Т_техн - суммарные нормативные затраты времени на не перекрываемые технологические перерывы, мин; l_л - длина очистного забоя, м; - коэффициент готовности комбайна; - коэффициент готовности крепи; - коэффициент готовности участковой конвейерной линии; - коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания; - коэффициент готовности забойного конвейера.

Суммарные нормативные затраты времени на не перекрываемые технологические перерывы рассчитываем по формуле:

= 0 + 70 = 70

где - средняя продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы, мин; - затраты времени на зачистку очистного забоя комбайном при односторонней выемке:

- принимается при челноковой схеме работы комбайна 0;

- при односторонней схеме работы комбайна - по формуле

.

Коэффициенты , - принимаются исходя из технического уровня и состояния оборудования:

- новые отечественные (украинские) комбайны, механизированные крепи, конвейеры - 0,96 (Анжеромаш, Юрмаш и др.);

- новые комбайны, механизированные крепи, конвейеры производства Чехия, Польша - 0,98 (CzMT, Famur и др.);

- новые комбайны, механизированные крепи, конвейеры производства Германия, США, Англия - 0,99... 1,0 (DBT, Joy и др.).

Коэффициент готовности участковой конвейерной линии определяем по формуле:

= 1.

где, - соответственно, количество ленточных и скребковых конвейеров, установленных на конвейерном штреке КМЗ; - коэффициент готовности скребкового конвейера (перегружателя), установленного на конвейерном штреке КМЗ, = 0,96.

Коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания определяется с учетом категорийности шахты. Для шахт сверхкатегорных и III категории - 0,93, для остальных - 1.

Коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов (возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при его остановке) определяем по формуле:

=

где К_отд- коэффициент, учитывающий время на отдых (12% времени смены), К_отд= 0,88; Т_пз- суммарные нормативные затраты времени на выполнение подготовительно-заключительных операций, мин; принимается Т_пз- 15 мин; Т_см- продолжительность смены, мин; берется в соответствии с принятым режимом работы; - коэффициент готовности системы электроснабжения, = 0,965; - коэффициент готовности очистного забоя по фактору «отказы на сборных конвейерных линиях»; - коэффициент готовности эталонного сопряжения очистной выработки с вентиляционным и конвейерным штреками; в зависимости от устойчивости кровли коэффициент готовности эталонного сопряжения принимается: - для неустойчивых кровель - 0,97; - для кровель средней устойчивости - 0,98; - для устойчивых кровель - 1,0.

Расчетный коэффициент определяем по формуле:

=

Расчет нагрузки на очистной забой по технической возможности применяемого оборудования

Расчет сменной нагрузки на очистной забой производим на основании полученных значений производительности очистного механизированного комплекса по формуле

=min=3,7

Расчет сменной нагрузки на очистной забой производим по формуле:

=3,7*480=1776

где Т_см- длительность рабочей смены, мин.

Среднесуточную нагрузку на очистной забой определяем по формуле:

=1776*2*1*1*1= 3552

где п_см- число рабочих смен по добыче в сутки; К_м- коэффициент технической производительности КМЗ, зависящий от технологии крепления и способов охраны выработок выемочного участка; К_впс- коэффициент, учитывающий вязкопластичность добываемых углей; К_геол- поправочный коэффициент на осложняющие очистные работы горно-геологические факторы.

Коэффициент К_тпринимается: 0,8 - при креплении штреков рамной крепью в качестве основной; 1,0 - при креплении штреков анкерной крепью.

Коэффициент К_впспринимает следующие значения: при весьма хрупких углях - 1,15; при хрупких углях - 1,0; при вязких углях - 0,85.

Для определения нагрузки, в том числе для вновь вводимого очистного забоя в нормальных условиях эксплуатации поправочный коэффициент К_геолпринимаем равным 1. В случае выявления осложняющих горно-геологических факторов (разрывных нарушений, труднообрушаемой кровли, обводненности и др.) в отрабатываемом очистном забое среднесуточная нагрузка корректируется с учетом поправочного коэффициента К_геол.

=

где К_рн - поправочный коэффициент, учитывающий работу в зоне разрывного нарушения; - поправочный коэффициент, учитывающий работу очистного забоя в зоне пластового геологического нарушения (утонения, размыва пласта); К_пол- коэффициент, учитывающий выкладку костров в полостях непосредственной кровли, образующихся в зоне выемки над секциями крепи при неустойчивых кровлях; К_зат- коэффициент, учитывающий уменьшение скорости крепления очистного забоя в связи с затяжкой кровли, не допускающей обрушение неустойчивого слоя пород; К_обв- коэффициент, учитывающий обводненность очистного забоя, принимается в зависимости от вида притока воды, условий стока воды из очистного забоя и вынимаемой мощности пласта; - коэффициент, учитывающий работу лавы с труднообрушаемой основной кровлей.

Поправочный коэффициент К_рн на разрывные геологические нарушения определяем по формулам:

- для тонких пластов:

, (31)

- для пластов средней мощности:

, (32)

где а - амплитуда нарушения, м; - длина нарушения, м; - длина лавы, м.

Коэффициент К_т.кр определяется в зависимости от следующих параметров: h_н - мощность непосредственной кровли, м; Р - рабочее сопротивление крепи, т/м ; т_в - вынимаемая мощность пласта, м; σ_сж - прочность пород основной кровли на сжатие по данным шахты, МПа; К - коэффициент пересчета.

При отсутствии мероприятий по разупрочнению труднообрушаемой основной кровли поправочный коэффициент К_т.кр принимается по табл. 4 в зависимости от значений и .

Таблица 4. Поправочный коэффициент К_т.кр

	Класс крепи*	Значение Кт.кр в зависимости от
		1-0,9	0,89 - 0,6	0,59 и меньше
0	П О	0,6 0,75	0,5 0,65	0,4 0,5
0,01-0,59	П О	0,7 0,82	0,60 0,67	0,45 0,55
0,6-0,79	П, О	0,87	0,75	0,6
0,8-1,0	П, О	1	0,85	0,7

*Примечания: П - поддерживающе-оградительные крепи; О - оградительно-поддерживающие крепи.

Коэффициент пересчета К определяется по табл. 5.

Таблица 5. Коэффициент пересчета К.

Класс пород	Тип пород	К
средней обрушаемости	1. Аргиллиты толстослоистые, прочные среднеслоистые	1,2
	2. Алевролиты мелкозернистые прочные, песчаники среднеслоистые прочные.	1,0
	3. Песчаники мелкозернистые	1,01
	4. Известняки глинистые среднеслоистые	1,0
труднообру- шающиеся	1. Аргиллиты толстослоистые	1,2
	2. Алевролиты	1,0
	3. Алевролиты карбонатные	0,9
	4. Песчаники среднезернистые карбонатные	0,67
	5. Известняки доломитовые толстослоистые	0,67
весьма труднообруша- ющиеся	1. Аргиллиты монолитные	1,0
	2. Аргиллиты скварцованные	0,75
	3. Алевролиты скварцованные	0,75
	4. Песчаники скварцованные	0,6
	5. Известняки скварцованные	0,6

Поправочный коэффициент на пластовые геологические нарушения принимаем К_пл = 1, при условии, что расчетное значение средневзвешенной сопротивляемости угля и горных пород резанию меньше указанной в технических характеристиках очистного комбайна. Если, больше сопротивляемости резанию указанной в технических характеристиках очистного комбайна, то в данном расчете нагрузки не рассматривается, так как работа в зоне влияния геологического нарушения осуществляется по специальным мероприятиям.

Использование современной техники и технологий позволяет исключить выкладку клетей в полостях пород непосредственной кровли над секциями крепи в зоне выемки, следовательно для нормальных условий при планировании нагрузки на очистной забой поправочный коэффициент принимать К_пол = 1.

Коэффициент, учитывающий уменьшение скорости крепления лавы в связи с затяжкой кровли (K_зam), не допускающей обрушение неустойчивого слоя пород (пачки угля) применяем:

- при значительных дополнительных обнажениях кровли вследствие неработоспособности козырьков секций крепи или уходе груди забоя из-за интенсивного отжима пласта (при невозможности применения уступной схемы выемки);

- при мощности весьма неустойчивого слоя пород h_сл, существенно превышающего разность между высотой верхнего предела раздвижности крепи Н_кр и вынимаемой мощностью пласта т_в.

При планировании нагрузки на очистной забой в нормальных условиях коэффициент К_зат принимаем = 1.

Коэффициент, учитывающий обводнённость очистного забоя, принимаем по табл. 6 в зависимости от вида притока воды, условий стока воды из очистного забоя и вынимаемой мощности пласта.

Таблица 6. Коэффициент обводненности К_oбв.

Условия стока воды из очистного забоя или сопряжения его с нижней бортовой выработкой	Приток воды в очистной забой	Вынимаемая мощность пласта, м
		1,31-5,0	0,5-1,3
Благоприятные (при угле падения пласта более 5° и отсутствии водонепроницаемых целиков длиной более 4 м у нижней бортовой выработки)	капеж	0,95	0,91
	струи	0,89	0,85
Неблагоприятные (при угле падения пласта менее 5° - наличии мульд в лаве или на сопряжении; При любых углах падения наличие водонепроницаемых целиков длиной более 4 м у нижней бортовой выработки	капеж	0,87	0,83
	струи	0,81	0,77

8. Экономико-экологическая оценка деятельности горно-добывающего предприятия

В гормехцехе шахты ОАО «Шахтоуправление Садкинская» создана нормальная обстановка в создании необходимого микроклимата на рабочих месах, которая обеспечивается поддержанием температуры воздуха в летнее не более 24°С и ниже 16°С в зимнее время. Существующая система вентиляции обеспечивает необходимый воздухоприток с помощью вентиляторов.

К основным опасностям в гормехцехе шахты следует отнести возможность поражения электрическим током, травмирования движущимся автотранспортом и грузоподъёмными механизмами и грузами и в случае возникновения пожара. Возможность травмирования рабочего персонала может исходить от вращающихся частей станочного оборудования и механизмов.

К основным вредностям в гормехцехе следует отнести отрицательное действие на организм человека повышенного шума и вибрации от используемого ручного инструмента и станков.

Повышенный и монотонный шум приводит к потере внимания при выполнении технологических операций, снижает реакцию человека на поступающие сигналы и снижает сообразительность, что может привести к созданию травмоопасной ситуации.

Основными мероприятиями для предотвращения повышенного уровня опасности является проведение своевременного и качественного ремонта механизмов и прежде всего станочного оборудования гормехцеха, которые являются источниками шума.

Основными мероприятиями для предотвращения испарений при заправке станции и станочного оборудования гормехцеха шахты эмульсией типа ВНИИП-117 являются мероприятия по осуществлению надежной и работоспособной вентиляции и использование рабочим персоналом защитных очков, хлопчатобумаж укавиц, и фартуков.

Показатели влияния муниципального предприятия на состояние окру-
жающей среды могут быть следующие:

- влияние на водные ресурсы;

- влияние на воздушные ресурсы;

- влияние на материальные ресурсы и отходы производства;

- влияние на земельные ресурсы.

В качестве показателей организационно-технического уровня природо-
охранной деятельности предприятия можно выделить:

1) оснащенность источников загрязнения очистными сооружениями;

2) пропускная способность имеющихся очистных сооружений;

3) прогрессивность применяемого очистного оборудования;

4) контроль за функционированием очистного оборудования;

5) рациональность существующей организационной структуры при-
родоохранной деятельности.

9. Список использованных источников

1. Виткалов В.Г. «Инструкция и методические указания по выполнению курсового проекта по курсу «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых». – М.,2013 г.

2. Виткалов В.Г. «Основы горного дела», 2 тома.-М.:МГГУ,2012 г.

3. Михеев О.В., Виткалов В.Г., Козовой Г.И., Атрушкевич В.А. Подземная разработка пластовых месторождений. Теоретические и методические основы проведения практических занятий.- М.: МГГУ, 2001 г.

4. Пучков Л.А, Жежелевский Ю.А Подземная разработка месторождений полезных ископаемых. Том 1.- М.: МГГУ, 2009 г.

5. Казаков В.Б, Лебедев В.И Практикум по дисциплине «Основы природопользования и горного дела».-М.: МГГУ, 2006 г.

6. Клорикьян С.Х., Старичева В.В., Сребный М.А. Машины и оборудование для шахт и рудников. Справочник, М.:МГГУ, 2001 г.

7. Сафохин М.С., Александров Б.А., Нестеров В.И. Горные машины и оборудование: Учебник для вузов.- М.: Недра, 1995.-463с.;

8. Машины и оборудование для очистных и проходческих работ. Отраслевой каталог. Часть 1. Оборудование для очистных работ.- М.: ЦНИЭИуголь, 1991

9. Справочное пособие по выпускаемому и готовящемуся к серийному производству горно-шахтному оборудованию с оценкой его технического уровня до 2000г.- М.: ЦНИЭИуголь, 1990

10. Дзюбан В.С., Риман Я.С., Маслий А.К. Справочник энергетика угольной шахты.- М.:Недра, 1983.-542с