Федеральное агентство по образованию РФ 

     Филиал  Санкт-Петербургского государственного горного института им. Г. В. Плеханова

     (технический  университет)

     Воркутинский  горный институт 
 
 
 
 

         Курсовой  проект 

     По дисциплине:  Геология и основы горного дела                                

     Пояснительная  записка

     Автор: студент группы    ЭР – 06 зВ                                     / Афанасьев И.В.. /

                                                       (шифр группы)                     (подпись)                    (Ф.И.О.) 
 
 

     Оценка: ______________

     Дата: _________________

     Проверил:

            Руководитель работы:      доцент                                                    /Зуев В.А./              

                                                         (должность)              (подпись)                        (Ф.И.О.) 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

Воркута

2008г.

     Федеральное агентство по образованию РФ

Филиал  государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования Санкт-Петербургского государственного горного института им. Г. В. Плеханова

(технического  университета)

Воркутинский  горный институт

     Кафедра горного  дела

     КУРСОВАЯ РАБОТА

     По дисциплине: «Геология и основы горного дела»

     ЗАДАНИЕ

Студенту  группы ЭР-06зВ   ___________________   __/ Афанасьев И.В. /

                                                                               ^{(подпись)                                               (Ф.И.О.)} 

1. Тема проекта: Моделирование на ЭВМ основных параметров шахт.
2. Исходные данные к работе «Определение балансовых и промышленных запасов шахтного поля».
1. Нагрузка на забой, т/сут - A₁ = 1200; A₂ = 8000
2. Кол-во рабочих дней в году - 300
3. Мощность пластов, м: m₁ = 1,1; m₂= 4,1
4. Плотность угля в целике, т/м³  - γ_{1= 1,32;} γ_{2 = 1,33}
5. Угол падения пластов, град. - 13
6. Величина простирания шахтного поля, м – S = 10000;
7. Величина падения шахтного поля, м – H= 4000;
3. Исходные данные к работе «Определение длины лавы по рабочим пластам шахты»:
1. Производственная мощность шахты, млн.т/год – 7,5
2. Ориентировочная длина лавы, м - L₁ =200; L₂ = 160
3. Ширина захвата комбайна., м – 0,63 м
4. Коэффициент учитывающий ГГУ - Кгг₁ = Кгг₂ =0,9
5. Коэффициент С – 0,95

Руководитель проекта: доцент _______________________________/_Зуев В. А./                                                                                                                                                  ^{(подпись)                                                (Ф.И.О.)}

Аннотация

       Курсовая работа предоставлена в 3 главах на 17 страницах. Уделено   внимание общим понятиям о производственной мощности шахты, ее значении.

     Описаны способы расчета производственной мощности шахты, цели, которые преследуются в этих расчетах и способы расчёта длины лавы по рабочим пластам. Показаны этапы моделирования при помощи алгоритма.

     Результаты  представлены в виде распечаток ЭВМ.

     В курсовой работе приведены 2 приложения (распечатка ЭВМ). Весь материал предоставлен в печатной и электронной форме (магнитный диск прилагается).

Die Inhaltsangabe

     Die Kursarbeit ist in 3 Oberhaüptern auf 17 Seiten gewährt. Es ist die Aufmerksamkeit den allgemeinen Begriffen von der Leistungsfähigkeit der Grube, ihre Bedeutung zugeteilt.

     Es sind die Weisen der Rechnung der Leistungsfähigkeit der Grube, die Ziele beschrieben, die in diesen Rechnungen und die Weisen der Rechnung der Länge der Lava nach den Arbeitsschichten verfolgt werden. Es sind die Etappen der Modellierung mit Hilfe des Algorithmus aufgezeigt.

     Die Ergebnisse sind als die Ausdrucken des Computers vorgestellt.

     In der Kursarbeit sind 2 Anlagen (das Ausdrucken des Computers) gebracht. Das ganze Material ist in der gedruckten und elektronischen Form (die magnetische Disk gewährt wird) beigefügt. 
 

Оглавление

      Введение.

      Под минеральным сырьем понимаются полезные ископаемые, добываемые из недр. Различают следующие виды минерального сырья: рудное — горные породы или минеральные агрегаты, содержащие какие-либо металлы; неметаллическое (нерудное) — горные породы или минералы, используемые непосредственно в промышленности или служащие сырьем для того или иного производства, но не являющиеся источником получения металла; горючее — уголь, нефть, газ, торф, сланцы (горючие), используемые как энергетическое сырье.

      Раздел  техники, который охватывает комплекс процессов, необходимых для извлечения из недр полезных ископаемых и их предварительной  обработки, называется горным делом, а извлечение полезных ископаемых из недр — их добычей.

      Добыча  твердых полезных ископаемых включает следующие стадии: вскрытие и подготовку месторождений, очистную выемку. Они  предполагают выполнение ряда технологических  процессов, необходимых для добычи полезного ископаемого: проведение и крепление горных выработок, очистные работы, транспортирование и подъем полезных ископаемых, проветривание горных выработок и водоотлив и т. д. Знание стадий и процессов и их взаимоувязки является необходимым условием эффективной разработки месторождений полезных ископаемых.

        Пояснительная записка

     В России уголь всегда являлся основой  развития металлургии, железнодорожного и водного транспорта, химической промышленности и электроэнергетики. В 30 – е годы в СССР проводилась  широкая политика расширения и разведки угольных месторождений, включая и освоение Печёрского бассейна. Период пятидесятых годов характеризовался совершенствованием способов разработки угольных месторождений, строительством шахт нового технического уровня, созданием новых способов подготовки и систем разработки угольных пластов. Фактически угольная  отрасль в эти годы  перестраивается.

       На базе, известных по отдельности,  элементов или механизмов, таких,  как комбайн, забойный конвейер, крепь и гидродомкрат был создан  механизированный комплекс, включивший в себя все указанные элементы и обеспечивший новые технологические возможности выемки угля. Операции выемки (отбойки) угля, транспортировки его, крепления кровли и передвижки секций крепи стали механизированными. По условию схем взаимодействия перекрытий крепи с кровлей, были созданы различные типы механизированных крепей и комплексов (КМ – 101, КД – 80, КМ – 87, (УМН, УМП), КМТ, КМ – 138 – поддерживающего типа; ОКП, 3ОКП, ОКП – 70, ОКП -70 Б, 2УКП, УКП – 5 – оградительно-поддерживающего типа; и др.).

     В течение 10-15 лет строительная длина  механизированных комплексов, которыми оборудовались лавы, увеличилась  с 40-60 до 150-170 метров. В 60-70-е годы нагрузка на забой на пологих пластах средней  мощности и мощных достигала 2-3,5 и 5-7 тыс. т. /сут. На шахте «Воргашорская» ПО «Воркутауголь» в 70-80-е годы стала практиковаться отработка пласта мощного (3,1-3,2) спаренными лавами длиной по 150-170 метров каждая, с нагрузкой на забой 3-3,5 тыс. т/сут, а в дни повышенной добычи угля – 10-18 тыс. т/сут. В этот период выемочные столбы подготавливались парными выработками, в 80-90 % случаев угольные пласты отрабатывались по столбовой системе разработки.

     Все отечественные достижения в угольной промышленности применительно к  пластам различных углов падения  и мощности были объединены в «Прогрессивные технологические схемы очистных и подготовительных работ» (Том 1, 2). Технологические схемы, как таковые,  охватывали широкий диапазон горно-геологических (ГГУ) и горнотехнических условий, в которых при использовании конкретного типа механизированного комплекса было возможным достижение конкретных технико-экономических показателей. Каждая схема предназначалась для применения в узкой области ГГУ: при определённых значениях мощности, угла падения пласта, сопротивляемости угля резанию, устойчивости непосредственной кровли, обрушаемости основной кровли, прочности пород почвы, газоносности пласта, глубины разработки, водоносности вмещающих пород. Соответственно, согласно технологической схеме, предусматривалась конкретная система разработки, схема подготовки выемочного поля (столба), средства механизации (комплекса оборудования, включавшего в себя и штрековое оборудование).

     Применявшаяся столбовая система разработки, наряду с обеспечением безопасности работ, при существующей технологии крепления подготовительных выработок арочной крепью имела существенный недостаток, состоявший в высокой трудоёмкости работ на концевых операциях. Снятие ножек арочной крепи впереди лавы и затем восстановление их за лавой сдерживало протекание технологического цикла, снижало экономичность системы разработки, было архаичным, поскольку выполнялось вручную. Эта операция была устранена в зарубежной угольной промышленности за счёт перехода крепления подготовительных выработок (штреков, бремсбергов) с арочной крепью на анкерную крепь различных видов и типов.

     Высоких достижений в этой области достигли английские специалисты. Крепление  кровли и боков штреков поперечным сечением прямоугольной формы обеспечивается анкерами длиной 2,4 метра. Анкера устанавливают с помощью ручных пневмоприводных устройств, при использовании смоляного анкерования. Применение проходческих машин с устройством для возведения анкерного крепления повысили темпы проходки до 150 метров в неделю. Более высокие темпы проходки и крепления анкерами достигнуты фирмой Джой – США (до 90 метров в смену).

     Говоря  о концевых операциях применительно  к лаве, следует подчеркнуть ещё  одну важную операцию, относящуюся  к поддержанию штрека за лавой. В  отечественной практике в качестве охранной крепи, согласно технологическим  схемам, за лавой на границе с  выработанным пространством возводят различные виды крепей. Как правило, это органная деревянная крепь, штрековая стенка, стенка из золоблоков. Установка этой крепи, также выполняется вручную. За рубежом (ФРГ, Великобритании) начато направление по механизации этих операций. С поверхности в шахту по трубам подают песчано-гравиевую смесь, которую затем после добавления в неё цемента и воды, с помощью энергии сжатого воздуха укладывают за опалубное пространство концевой механизированной секции крепи. В процессе подвигания лавы на границе с выработанным пространством выкладывается литая бетонная полоса.

     Таким образом, в настоящее время под  прогрессивной технологией выемки угля с помощью механизированных комплексов, работающих в лаве, следует  понимать совокупность операций, выполняемых в определённой последовательности в пространстве и во времени и обеспечивающих механизацию работ на стыке взаимодействующего оборудования. В этом направлении следует отметить успехи, достигнутые в США. Известный комплекс оборудования, о котором говорилось выше, они дополнили новыми элементами и признаками, которые в совокупности придали очистному забою дополнительный качественный уровень. Была изменена схема перегрузки угля из лавы на штрек, введена дробилка углепородной массы. Комбайн стал работать  только по челноковой схеме выемки, в два раза повышена мощность электродвигателей на комбайне. Величина напряжения, используемого в лаве, составляет 3300/4100 в, в 2-3 раза увеличена мощность забойных конвейеров. Комбайны работают с радиоуправлением, оснащены системой диагностики, механизм подачи комбайна – цепочный, скорость подачи по выемке – 13,5 – 30 м/мин, заказан комбайн с обеспечением скорости подачи до 45 м/мин. Скорость цепи забойного конвейера увеличена до 1,7 м/с, а подлавного конвейера – до 2,4 м/с, увеличена ширина подлавного конвейера в 1,5 раза, передвижка секций крепи в лаве осуществляется с комбайна (машинистом), время передвижки секций крепи – до 8 с, скорость ленточного полотна конвейера в штреке – 5 м/с, максимальная производительность комбайна – 50 т/мин, добыча твёрдого угля из лавы – от 1200 до 1600 т/смену или от 45 до 96 тыс. т/неделю. Число работающих – от 51 до 15 чел/смену. Производительность труда – 220-317 т/вых.

     Изложенное  свидетельствует о том, что решение  многочисленных, указанных выше, операций технологического цикла на новом качественном уровне, привело существующие представления о выемке угля к условиям достижения наибольшей экономичности. И действует на практике модели: шахта – лава.

     В настоящее время в России и  за рубежом наиболее предпочтительной является длина лавы равная 250 – 350 метров. Длина выемочного столба зависит от горно-геологических условий (устойчивости вмещающих пород, горного давления, глубины разработки и др. факторов) и изменяется в широком диапазоне – от 2,5 до 5,4 км. Способ подготовки угольных пластов при столбовой системе разработки – с помощью парных или спаренных штреков.

     В Воркутинском месторождении разработка угольных пластов с 2005 года предусмотрена также с использованием подготовки выемочных столбов спаренными штреками, разделёнными целиком  шириной до 5 метров.

     Некоторые дополнительные вопросы и их решения  по изложенной теме по выбору оптимальной  длины лавы изложены в статье Гринько  Н.К., Забурдяева В.С. «Не решенные проблемы очистных забоев российских шахтах», «Уголь», 2003, №1.

     Уместно добавить и об отечественных достижениях  в области развития анкерного  крепления и добычи угля  на шахте  «Инская» при отработке пласта Сычёвского в Кузбассе. («Уголь», 2001г., №2)

     Согласно  практике и рекомендациям принимаем длину лав по пласту m=4,1 200 м, по пласту m=4,1 – 160 м.

     2. Определение балансовых и промышленных запасов шахтного поля.

     В пределах шахтного поля заключены определенные запасы полезного ископаемого. Различают  геологические, балансовые и забалансовые запасы. Геологическими называют общее количества запасов полезного ископаемого месторождения или его части.

     Балансовыми называют такие запасы, разработка которых экономически целесообразна: по качеству полезного ископаемого  они отвечают требованиям их промышленного использования, а по количеству и условиям залегания пригодны для добывания при современном уровне техники.

     Забалансовые  запасы этим требованиям не отвечают, поэтому в настоящее время их не разрабатывают. Но их можно рассматривать как объект промышленного освоения в дальнейшем в связи с развитием техники и совершенствованием технологии добычи, обогащения и использования.

     К забалансовым относят запасы, которые  сосредоточены в пластах нерабочей  мощности или уголь имеет высокую  зольность, сверхлимитное содержание серы или залегают на глубине, недоступной для разработки с использованием существующей технологии.

     Запасы  полезного ископаемого в зависимости  от их изученности подразделяются на четыре категории: А, В, С₁ и С₂.

     К категории А относятся запасы, детально разведенные и изученные с помощью горных выработок, имеются полные данные о качестве полезного ископаемого.

     К категории В относятся запасы, разведанные и изученные в меньшей степени, чем запасы категории А, оконтуренные разведочными выработками, позволяющими выяснить основные особенности залегания и качество полезного ископаемого без разделения их на кондиционные и некондиционные. Кондиции пластов устанавливаются в зависимости от их мощности, марки и зольности угля, района расположения месторождения, угла падения пластов и других факторов.

     К категории C₁ относятся запасы, установленные на основании данных отдельных разведочных выработок, геологических и геофизических съемок; условия залегания и качество полезного ископаемого изучены в общих чертах.

     К категории С₂ относятся запасы, оцененные только по геологическим данным.

     При разработке шахтного поля не все балансовые запасы могут быть выданы на поверхность. Часть их остается в недрах и составляет потери.

     Границы шахтного поля. На разрезе вкрест простирания месторождения при угле падения пластов более 5° верхнюю техническую границу шахтного поля принято показывать горизонтальной линией пересекающей все пласты свиты и проходящей по горизонту годного угля, находящегося на глубине hr от поверхности.

     2.1. Определение балансовых запасов угля.

     Балансовые  запасы шахтного  поля подсчитывают по  формулам:

     При одном пласте , т

     При свите пластов  , т

     где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

     H – размер шахтного поля по падению, м;

       P – производительность пласта, т/м² ;

       - суммарная производительность свиты пластов мощностью m₁ , m_{2, … ,} m_i .

     Производительность  пласта определяется по формуле  _, где m – мощность пласта, м; - объёмная масса угля ( руды), т/м³ .

     2.2.Определение промышленных запасов шахтного поля

       Подсчётом запасов называется определение  количества промышленно-природного минерального сырья в недрах.

         Основными параметрами для подсчёта  запасов углей являются: площадь,  на которой подсчитываются запасы; нормальная полезная средняя  мощность пласта (или суммарная  площадь угольных пластов в  стратиграфическом разрезе угленосной  толщи или той её части, для которой производится подсчёт); плотность угля.

       Определение промышленных запасов определяются по формуле

       S – величина простирания шахтного поля

       H – величина падения шахтного поля

        - мощность разрабатываемых пластов (м)

          - плотность угля (т / ) в целике

        - производительность пласта

        - коэффициент извлечения угля

     3. Определение длины лавы по рабочим пластам шахты

     Суточная  добыча шахты складывается из суммы  добычи пластов т.е.

      , суточная добыча с пласта  высчитывается по формуле:

     К – коэффициент, учитывающий добычу только из лав(0,85 – 0,9)

     Действующая линия очистных забоев вычисляется  по формуле:

      годовая производительность пласта

       средняя скорость продвижения  в год очистного забоя

     N – число рабочих дней в году (300)

      суточное продвижение забоя(1 м/сут.)

      , где  количество циклов; ширина захвата комбайна.

       коэффициент, учитывающий  горно-геологические условия.

      коэффициент извлечения

     Для пласта мощностью m₁=1,1(м), с захватом 0,63 м. Количество циклов 6

     Для пласта мощностью m₂=4,1 (м), с захватом 0,63 м. Количество циклов 14

        ;  
 
 

     Список  использованной литературы

1. Нурмухамедов  Ю. К. Примеры и задачи по технологии горного производства. – Москва: "Недра", 1973г.
2. Килячков  А. П. Технология горного производства. – Москва: "Недра",  1985.
3. Борисов    А.С. Горное дело. - Москва: "Недра",  1988
4. Бурчаков А.С. Процессы  подземных горных работ. - Москва: "Недра",  1976.

    Приложение 1