Выбор и обоснование способов вскрытия и подготовки шахтного поля в заданных горнотехнических условиях

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Карагандинский государственный технический университет

 

 

 

 

Кафедра РМПИ

 

 

 

 

 

 

 

КУРСОВАЯ  
РАБОТА

 

по дисциплине «Технология подземных горных работ»

 

Тема «Выбор и обоснование способов вскрытия и подготовки

                 шахтного поля в заданных горнотехнических  условиях»

 

 

 

 

Принял:

 

доц. Давыдов Ю.Н.

 

_______________                                                                  ______________________

          (оценка)                                                                                              (подпись)         (дата)

 

Члены комиссии:                                          Выполнил:

 

________________________                                                 ______________________

  (подпись, фамилия, и. о.)                                                                           (фамилия, инициалы)

 

________________________                                                 ______________________

  (подпись, фамилия, и, о)                                                                             (шифр зачет. книжки)

 

 

 

 

 

 

Караганда 2015

Содержание

 

Введение  3

1 Анализ горно-геологических и  горнотехнических условий  4

2 Мощность шахты. Режим работы  7

3 Механизация очистной выемки  и нагрузка на забой  9

4 Способ подготовки шахтного  поля и система разработки  
угольных пластов  12

5 Группирование пластов по очередности  отработки и  
определение нагрузки на пласты  14

6 Вскрытие шахтного поля  17

Литература  29

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Введение

 

В Казахстане угольная промышленность — одна из наиболее крупных отраслей экономики. Являясь основой энергетического комплекса (наряду с нефтяной и газовой промышленностью) по объему добычи угля в бывшем СССР, КазССР уступала только России и Украине.

На угольных разрезах Экибастузского угольного бассейна в настоящее время добывается по­рядка 65-70 % энергетических углей в стране. Минерально-сырьевая база угольной промышленно­сти республики достаточно прочная. Несмотря на большие объемы добычи углей, их запасы в недрах остаются значительными. По подтвержденным данным Казахстан занимает 8-е место в мире по за­пасам и содержит в недрах 4 % их общего объема. Запасы угля позволяют полностью обеспечить внутренние потребности и экспортировать значительные объемы угольной продукции.

Необходимо особо отметить, что в последние годы на шахтах угольного департамента (УД) АО «Миттал Стил Темиртау» наряду с очистными работами резко возросли требования и к проход­ческим коллективам. Горно-подготовительные работы на действующих угольных шахтах представ­ляют собой комплекс технологических и организационных мероприятий, обусловливающих своевре­менное и качественное воспроизводство очистного фронта с доразведкой подготовительных запасов и защитой от проявления свойств массива горных пород при его обнажении (дегазация, защита от выбросов угля, породы и газа, от горных ударов, упрочнение массива и т.д.).

Основное содержание горно-подготовительных работ — проведение горных подготовительных выработок, обеспечивающих доступ к очистным забоям, их подготовку, вентиляцию, транспортиров­ку угля и горной массы, доставку материалов и оборудования, энергоснабжение, водоотлив и пр.

Огромное внимание уделяется совершенствованию технологий подземной добычи угля, которая обеспечивала бы высокую эффективность выемки пластов, рациональность использования запасов и безопасность работ на шахтах.

Задачами данного курсового проекта являются:

-выбор  рациональных схем и способов  вскрытия и подготовки шахтного  поля;

-выбор  системы разработки;

-расчет  параметров шахты;

-выбор  технических средств очистных  работ. 

С учетом изложенного, преследуется цель научиться научным методам разработки месторождений угля, т.е. экономически обоснованному извлечению угля с минимальными затратами живого и овеществленного труда при безусловной безопасности ведения горных работ.

1 Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

 

Разрабатывается месторождение со свитой из трех пологих пластов средней мощности: 1 пласт – 1,4 м, 2 пласт – 2,6 м и 3 пласт – 3,5 м. Мощность наносов составляет 55 м. Плотность угля в данном месторождении составляет 1,42 т/мЗ, Расстояние между 1 и 2 пластом составляет 65 м, а между 2 и 3 – 70 м. В свите не наблюдается каких - либо изломов и прочих геологических нарушений. Угол падения пластов составляет 14°. По относительной газоносности шахта относится к сверхкатегорным, так как относительная газоносность составляет 20 м3/т. Приток воды в шахту не значителен и составляет 155 м3/ч. Так как месторождение разрабатывается только одной шахтой, то его форма предопределяет форму и размеры шахтного поля. Размер шахтного поля по падению составляет 2200м, а по простиранию - 6200м.

Для дальнейших расчетов необходимо определить производительность каждого пласта в свите.

Производительность пласта рассчитывается по формуле:

pn=mn*g , т/м2                                                                                                 (1)

p1=m1*g = 1,4* 1,42 = 1,9

p2=m2*g = 2,6* 1,42 = 3,7

p3=m3*g = 3,5* 1,42 = 4,9

 

Таблица 1

Характеристика угольных пластов

 

Индексы пластов	Среднединамическая мощность пласта, м	Плотность   угля, т/м3	Производительность пласта, т/м2	Расстояние до вышележащего пласта, м
1	1,4	1,42	1,9	-
2	2,6	1,42	3,7	65
3	3,5	1,42	4,9	70

 

В пределах шахтного поля заключены определенные запасы полезного ископаемого (рисунок 1). Различают геологические, балансовые и забалансовые запасы. 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.

 

Рисунок 1 – Классификация запасов и потерь угля

 

Запасы и потери шахтного поля

Для дальнейших расчетов необходимо определить балансовые и промышленные запасы, а также определить потери при планируемом извлечении запасов на поверхность. 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. Та часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхность при разработке месторождения, называется промышленными запасами, которые равны балансовым за вычетом потерь.

Балансовые запасы по каждому пласту QБi в пределах шахтного поля рассчитываются по формуле:

QБi = LHmγ , млн.т                              (2)

где  L, H – размеры шахтного поля соответственно по простиранию и по падению, м;

L= 6 200 м ;

H= 2 200 м ;

m – среднединамическая мощность пласта, м;

m1=1,4 м ; m2=2,6 м ; m3=3,5 м ;

γ – плотность угля, т/м3; γ=1,42.

1)QБ1 = LHm1γ= 6200*2200*1,4*1,42= 27,1

2)QБ2 = LHm2γ=6200*2200*2,6*1,42= 50,4

3)QБ3 = LHm3γ=6200*2200*3,5*1,42= 67,7

Промышленные запасы определяются путем вычитания из балансовых запасов проектных потерь, которые принимаются в следующих пределах:

• эксплуатационные потери: 7 % ;
• в предохранительных целиках: 6 % ;

• по горно-геологическим условиям: 6 %.

Эксплуатационные потери, млн.т:

1 пласт: (27,1*7)/100= 1,9

2 пласт: (50,4*6)/100= 3,9

3 пласт: (67,7*6)/100= 4,7

Итого: 10,1млн.т

В предохранительных целиках, млн.т:

1 пласт: (27,1*7)/100= 1,6

2 пласт: (50,4*6)/100= 3,0

3 пласт: (67,7*6)/100= 4,1

Итого: 8,7млн.т

По горно-геологическим условиям, млн.т:

1 пласт: (27,1*7)/100= 1,6

2 пласт: (50,4*6)/100= 3,0

3 пласт: (67,7*6)/100= 4,1

Итого: 8,7млн.т

Всего потерь:

1 пласт = 5,1млн.т ; 2 пласт = 9,5млн.т ; 3 пласт = 12,9млн.т.

Проектные потери составляют 27,5млн.т (19%)

Промышленные запасы, млн.т:

1 пласт: (27,1-5,1)= 22,0

2 пласт: (50,4-9,5)= 40,9

3 пласт: (67,7-12,9)= 54,8

В общем промышленные запасы составляют 117,7млн.т (81%)

Все полученные значения заносим в таблицу 2.

 

Таблица 2

Балансовые запасы шахтного поля, обоснование потерь

и промышленных запасов

 

Индексы пластов	Балансовые запасы, млн.т	Проектные потери, млн.т			Всего   потерь, млн.т	Промышленные запасы, млн.т
		в предохранительных целиках	по горно-геологическим условиям	эксплуатационные
1	27,1	1,6	1,6	1,9	5,1	22,0
2	50,4	3,0	3,0	3,5	9,5	40,9
3	67,7	4,1	4,1	4,7	12,9	54,8
Итого Млн.т	145,2	8,7	8,7	10,1	27,5	117,7
%	100%	6%	6%	7%	19%	81%

 

 

2 Мощность шахты. Режим работы

 

При обосновании мощности шахты учитываются следующие положения:

• мощность шахты должна быть не менее 1.5 млн. т/год и быть равной типовой (табл. 3):
• срок службы шахты должен быть не менее 50-60 лет.

 

Таблица 3

Типовые мощности угольных шахт

 

Суточная мощность шахты, т	5000	6000	7000	8000	10000	12000
Годовая мощность шахты, млн. т	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6

 

Для определения мощности составляется таблица 4. Из таблицы 4 принимается такая мощность шахты, которой соответствует полный срок службы шахты, находящийся в пределах 50..60 лет.

Срок нормальной работы шахты (ТН, лет) и годовая производственная мощность шахты (АГ, млн.т/год) связаны выражением:

, лет.                                                                                                (3)

Здесь QП – промышленные запасы шахтного поля, млн. т.

 

1) Тн= = 78,5

 

2) Тн= = 65,4

 

3) Тн= = 56,0

 

4) Тн= = 49,0

 

5) Тн= = 39,2

 

6) Тн= = 32,7

 

 

Полный срок службы шахты (ТН, лет) определяется по формуле:

, лет,                                                                                       (4)

1) Тп = 78,5 + 4 = 82

2) Тп = 65,4 + 6 = 71

3) Тп = 56,0 + 5 = 60

4) Тп = 49,0 + 5 = 54

5) Тп = 39,2 + 6 = 45

6) Тп = 32,7 + 7 = 39

 

где tРЗ – время, необходимое на освоение шахтой производственной мощности и на свертывание добычи. Определяется по формуле:

, лет.                                                                                    (5)

1) tРЗ = 1,6 + 1,3*1,5= 4

2) tРЗ = 1,6 + 1,3*1,8= 6

3) tРЗ = 1,6 + 1,3*2,1= 5

4) tРЗ = 1,6 + 1,3*2,4= 5

5) tРЗ = 1,6 + 1,3*3,0= 6

6) tРЗ = 1,6 + 1,3*3,6= 7

Значение tРЗ округляется до целого в большую сторону.

 

Таблица 4

Обоснование мощности шахты

 

АГ, млн.т/год	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6
, лет	78,5	64,4	56,0	49,0	39,2	32,7
, лет	4	6	5	5	6	7
, лет	82	71	60	54	45	39

 

Принимается мощность шахты 2,1 млн.т, суточная 7000 т, и полный срок службы 60 лет.

Режим работы шахты принимается в соответствии с действующими нормами и законодательными актами: 300 рабочих дней в году, длительность рабочей смены для подземных рабочих составляет 6 часов, так как шахта сверхкатегорная по газу.

 

 

 

 

 

3 Механизация  очистной выемки и нагрузка  на забой

 

По каждому пласту определяются способы механизации очистной выемки и рассчитываются нагрузки на очистные забои. Выбирается крепь Глиник (Польша) т.к. мощности пластов данного месторождения 1,4 м, 2,6 м, 3,5 м, угол падения 14°. Характеристика выбранной крепи представлена в таблице 5.

 

Таблица 5

Механизированные крепи для угольных пластов

 

Тип крепи	Вынимаемая мощность пласта, м; от…до	Площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, м2
Глиник (Польша)	1,2-5,3	S = 1,7m + 0,2

 

Для каждого комплекса,используя таблицу 6, выбирается определенный тип выемочной машины,а так же схему её работы, на основе анализа вынемаемой мощности,угла падения и сопротивляемости угольного пласта резанию.

 

Таблица 6

Узкозахватные комбайны для выемки угольных пластов

 

Тип   комбайна	Вынимаемая   мощность, м; от…до	Ширина   захвата, м	Скорость   подачи, м/мин
1	2	3	4
КВП 1 (Россия)	0,8...1,6	0,8	14
1КШЭУ (Россия)	2,2...4,5	0,63	8

 

Для пласта 1 выбирается комбайн КВП 1 (Россия), с шириной захвата 0,8 м, и скоростью подачи 14 м/мин. Схема работы комбайна  - челноковая схема (за выемкой угля комбайном производится передвижка механизированной крепи и конвеера) , так как мощность пласта равна 1,4.

Для пласта 2 выбирается комбайн 1КШЭУ(Россия) с шириной захвата 0,63 м, и скоростью подачи 8 м/мин. Схема работы комбайна  - челноковая схема (за выемкой угля комбайном производится передвижка механизированной крепи и конвеера) , так как мощность пласта равна 2,6.

Для пласта 3 выбирается комбайн 1КШЭУ(Россия) с шириной захвата 0,63 м, и скоростью подачи 8 м/мин. Схема работы комбайна  - выемка уступами (сначала верхний, а при обратном ходе – нижний уступ) , так как мощность пласта равна 2,6.

С учетом выбранного очистного комбайна техническая нагрузка на очистной забой (AТ) определяется по формуле:

AТ = n(T - tПЗ)mrγvkCPkM, т/сутки,                                                                (6)

где  n –  число смен работы очистного забоя по добыче в сутки, n = 3;

Т – продолжительность смены, мин; T= 360 мин;

tПЗ – продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; tПЗ = 15 мин;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

m1=1,4 м ; m2=2,6 м ; m3=3,5 м ;

r – ширина захвата исполнительного органа очистного комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6), м;

r1=0,8 м ; r2=0,63 м  r3= 0,63м ;

γ – плотность угля, т/м3; γ=1,42 т/м3

v – скорость подачи очистного комбайна, м/мин; v = 0,80*vT;

vT – технически возможная скорость подачи комбайна, принимаемая из его технической характеристики (таблица 6);

vТ1=0,80* 14=11,2

vТ2=0,80*8=6,4

vТ3=0,80*8=6,4

kCP – коэффициент, учитывающий схему работы комбайна: при челноковой схеме работы kCP = 1,0;

kM – коэффициент машинного времени, kM = 0,4.

Ат1= 3(360-15)*1,4*0,8*1,42*11,2*1*0,4 = 7 374 т/сутки;

Ат2= 3(360-15)*2,6*0,63*1,42*6,4*1*0,4 = 6 163 т/сутки;

Ат3= 3(360-15)*3,5*0,63*1,42*6,4*0,4 = 6 637 т/сутки;

 

Расчет нагрузки на очистной забой по условиям проветривания производится по формуле:

, т/сутки,                                                                             (7)

где  vВ – допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, vВ = 4 м/сек;

s – площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, принимаемая по технической характеристике механизированной крепи (таблица 5), м2;

S1 = 1,7m1 + 0,2= 1,7* 1,4 + 0,2 = 2,58 м2;

S2 = 1,7m2 + 0,2= 1,7* 2,6 + 0,2 =4,62 м2;

S3 = 1,7m3 + 0,2= 1,7* 3,5 + 0,2 =6,15 м2;

d – допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе, d = 1 %;

kВП – коэффициент, учитывающий движение части воздуха за призабойной частью выработанного пространства, kВП = 1.3;

qЛ –  относительное метановыделение в исходящую струю воздуха из лавы, м3/т суточной добычи,

qЛ  = 0.3*qШ = 0,3*20=6                                                                                   (8)

qШ – относительная метанообильность шахты, т/м3; qШ =20

 

Ап1 = 2 080 т/сутки;

Ап2 = 3 460 т/сутки;

Ап3 = 4 605 т/сутки;

 

Из двух вычисленных значений, в качестве окончательной нагрузки на забой, принимается наименьшая:

A = min{AT; AП}.

А1=АП1= 2 080 т/сутки;

А2=АП2= 3 460 т/сутки;

А3=АП3= 3 439 т/сутки;

 

Результаты вычислений заносятся в таблицу 7.

 

Таблица 7

Результаты расчетов нагрузки на забой

 

Индексы пластов	Механизированный комплекс	Комбайн	Нагрузка на забой, т/сутки
1	Глиник (Польша)	КВП 1 (Россия)	2 080
2		1КШЭУ (Россия)	3 460
3		1КШЭУ (Россия)	4 605

 

 

 

4 Способ подготовки  шахтного поля и система 
разработки угольных пластов

 

С учетом данных горно-геологических условиях (угол наклона свиты пластов 14°, размер шахтного поля по простиранию 6200 м.) целесообразно принять этажный способ подготовки шахтного поля.  Применение погоризонтного или панельного способа подготовки шахтного поля неприемлемо так, как угол падения не соответствует данному углу.

Панельный способ подготовки.

Панельные системы подготовки шахтных полей, как правило, применяются при разработке горизонтальных и пологих пластов с углами падения до 18. На пластах с углами падения более 18 для обеспечения конвейерной доставки угля по уклонам их проводят диагонально к линии падения пласта с таким расчетом, чтобы угол наклона конвейеров не превышал 18. Размер панели по падению 1200-1500м, по простиранию 3500-4000м. Панельный способ используется при большом пространстве и большом количестве забоев. Так как размер шахтного поля по падению составляет 2200 м, что не соответствует техническим параметрам панельного способа подготовки, панельный способ подготовки шахтного поля не применяется для данной свиты.

Погоризонтный способ подготовки.

Погоризонтный способ подготовки шахтного поля применяют на пластах с углами падения до 120.

Так как угол падения пластов в свите более 120, а именно составляет 140,то использование погоризонтного способа подготовки шахтного поля можно не рассматривать.

Этажный способ подготовки.

Если пласт в пределах шахтного поля или горизонта делят по падению на участки, вытянутые по простиранию, то такие участки называют этажами, а способ подготовки шахтного поля — этажным (рисунок 2).

Этаж — часть пласта в шахтном поле, границами которой по падению являются штреки — откаточный и вентиляционный, а по простиранию — границы шахтного поля. Штреки, ограничивающие этаж, обычно называют этажными. Все этажи в пределах горизонта обслуживаются одним бремсбергом или уклоном, которые называются капитальными. На крутонаклонных и крутых пластах, в отличие от пологих, каждый этаж обслуживается своими квершлагами: снизу — откаточными, сверху — вентиляционными.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1 – главный  ствол; 2 – вентиляционный ствол; 3 – главный откаточный штрек;  4 – бремсберг; 5 – уклон; 6 – выемочное поле; 7 – выемочный столб; 8 – этажный откаточный штрек; 9 – этажный вентиляционный штрек.

 

Рисунок 2 – Деление шахтного поля на этажи

 

При этажном способе подготовки размер выемочного поля (LВП),  будет равен , где L – размер шахтного поля по простиранию; L = 6 200 м;

LВП = 6 200/2 = 3 100 м;

Время отработки выемочного поля TВП, лет:

, лет,                                                                                 (9)

где  LЛ – длина лавы, м; LЛ = 350 м;

m – вынимаемая мощность пласта, м; m1=1,4 м ; m2=2,6 м ; m3=3,5 м ;

γ – плотность угля, т/м3; γ=1,42 т/м3

А – суточная нагрузка на забой, т/сутки.

 

Твп1= = 3 года;

 

Твп2= = 3 года;

Твп3= = 3 года;

 

 

 

 

5 Группирование  пластов по очередности отработки  и  
определение нагрузки на пласты

 

Установленная мощность шахты должна подтверждаться горнотехническими возможностями путем группирования пластов по очередности их отработки и определением нагрузки на каждый пласт.

При группировании пластов по очередности их отработки необходимо предусматривать:

- нисходящую отработку пластов;

- интенсивность отработки вышележащего пласта не меньше, чем    нижележащего;

- количество одновременно отрабатываемых пластов не более двух-трех.

Нагрузка на каждый пласт  определяется с учетом расстановки очистных забоев для выбранного способа подготовки шахтного поля, от которого зависит количество одновременно работающих очистных забоев для этажного способа - 2 забоя.

Учтена попутная добыча, получаемая при проведении подготовительных выработок, которая составляет 5% от нагрузки на очистные забои по данному пласту.

Добыча из очистного забоя, т/ сутки:

Пласт 1: 2 080* 2= 4 160;

Пласт 2: 3 460* 2= 6 920;

Пласт 3: 4 605* 2= 9 210;

Добыча из подготовительного забоя, т/ сутки:

Пласт 1: (4 160/100)*5= 208;

Пласт 2: (7 266/100)*5= 346;

Пласт 3: (9 671/100)*5= 461;

Нагрузка на пласт, т/сутки:

Пласт 1: 4 160+208= 4 368;

Пласт 2: 7 266+346= 7 266;

Пласт 3: 9 671+461= 9 671;

Все полученные данные заносятся в таблицу 8.

 

Таблица 8

Группирование пластов по очередности и нагрузка на забой

 

Индексы пластов	Нагрузка на забой, т/сутки	К-во   забоев	Добыча из   очистных забоев, т/сутки	Добыча из   подготовительных   забоев, т/сутки	Нагрузка   на пласт, т/сутки
1	2 080	2	4 160	208	4 368
2	3 460		6 920	346	7 266
3	4 605		9 210	461	9 671

 

По каждой группе одновременно разрабатываемых пластов суммируются нагрузки на пласт и, таким образом, определяется суточная мощность шахты на каждый период отработки запасов, анализируются полученные результаты и окончательно принимается ближайшая стандартная суточная и годовая мощность проектируемой шахты по рядовому углю АГР:

Определяется резерв добычи по периодам отработки пластов

%,                                                                                     (10)