Выбор оптимального варианта вскрытия и подготовки шахтного поля применительно к горно-геологическим условиям

Московский Государственный  Горный Университет  

Кафедра "Подземной  разработки пластовых месторождений"  

 

Курсовая работа

по дисциплине “Основы горного дела” 

на тему: “Выбор оптимального варианта вскрытия и подготовки шахтного поля применительно к горно-геологическим условиям”.

Москва 2000г.

Введение.

Каменный уголь - твердое горючее полезное ископаемое в земной коре, которое залегает в форме пластов.

Пластом называется такая форма залегания горных пород, при которой горные породы ограничиваются двумя более или менее параллельными плоскостями и имеют значительное распространение по площади при сравнительно небольшой толщине пласта (мощности пласта).

Породы, залегающие выше пласта полезного ископаемого, называются кровлей или висячим боком. Почвой (лежачим боком) называются породы, залегающие ниже пласта.

Мощностью пласта называется расстояние по нормали между кровлей и почвой.

По мощности пласты делятся  на весьма тонкие - мощностью до 0,7 м, тонкие - от 0,71 до 1,2 м, средней мощности - от 1,21 до 3,5 м и мощные - свыше 3,5.

Протяженность пласта в длину  называется его простиранием, а горизонтальная линия, проведенная в плоскости пласта, - линией простирания.

Падением пласта называется его протяженность в ширину. Линия, лежащая в плоскости пласта перпендикулярно линии простирания, называется линией падения.

Угол между пластом  и горизонтальной плоскостью называется углом падения пласта.

По углу падения пласты делят на четыре группы: пологие - с  углом падения до 18; наклонные - от 19 до 35; круто наклонные - от 36 до 55; крутые - от 56 до 90 .

Для разработки полезного  ископаемого, залегающего в недрах, необходимо открыть доступ к нему, отделить его от общей массы и  выдать на поверхность, то есть произвести горные работы. В результате ведения  этих работ в толще земной коры образуются свободные полости, которые  называют горными выработками.

Различают горные выработки разведочные (необходимые для поисков и детальной разведки месторождения полезного ископаемого) и эксплуатационные (проведенные для разработки месторождения)

Шахта - горнопромышленное предприятие, осуществляющее добычу угля подземным способом и его отгрузку потребителям или обогатительной фабрике. В понятие шахты как самостоятельной единицы включают наземные сооружения и совокупность подземных горных выработок.

Подземные горные выработки  по своему пространственному положению  делятся на горизонтальные, вертикальные и наклонные. Они могут быть пластовыми (пройденными по пласту угля), полевыми (по вмещающим пласт породам) или частично пройденными по пласту и по породе.

По своему назначению эксплуатационные выработки делятся на вскрывающие, служащие для вскрытия шахтного поля в первом или последующих горизонтах, подготовительные, проводимые при подготовке шахтного поля или отдельных его частей к очистной выемке, и очистные, располагаемые в пласте и служащие для непосредственной выемки угля.

Шахты делятся на газовые и негазовые. Большинство угольных пластов и пропластов содержат метан. Газообильность шахты обычно принято оценивать отношением общего метановыделения в шахте (м) к средней ее добыче (т) за определенный период времени (сут.) или так называемой относительной газообильностью. Угольные шахты в зависимости от относительной метанообильности и вида выделения метана разделяют на пять категорий :

· I - с выделением до 5 м³ метана на 1 т суточной добычи;

• II - от 5 до 10 м³ метана на 1 т суточной добычи;
• III -от 10 до 15 м³ метана на 1 т суточной добычи;

· сверхкатегорийные - с выделением газа более 15 м³ на 1 т суточной добычи и опасные по суфлярным выделениям.

К особой категории – “опасные по внезапным выбросам” - относятся шахты, разрабатывающие пласты, опасные по внезапным выбросам угля, газа и породы.

Целик – часть угольного пласта, которую при разработке месторождения оставляют нетронутой для охраны горных выработок, наземных сооружений, управления горным давлением и других целей.

Шахтным полем называется месторождение или его часть, отведенная для разработки одной шахты.

Запасы полезного ископаемого можно разделить на геологические, балансовые и забалансовые.

К геологическим относится общее количество полезного ископаемого, заключенное в недрах земли.

Балансовые – это запасы, разработка которых явно целесообразна. Это означает, что качество полезного ископаемого соответствует кондициям. Кроме того, количество и условия залегания пригодны для разработки при существующем уровне техники.

Забалансовые запасы этим требованиям не удовлетворяют, но по мере развития техники и технологии добычи, переработки и использования полезных ископаемых их следует рассматривать как объект промышленного освоения в будущем.

К сожалению, при разработке месторождения часть запасов  остается в недрах. Это потери, которые принято делить на три группы:

• общешахтные, к которым относятся потери в охранных целиках под зданиями, сооружениями, водоемами и другими объектами на поверхности земли, а также барьерных целиках, служащих для изоляции шахтных полей и некоторых их участков друг от друга;
• потери, вызываемые геологическими нарушениями пластов и окружающих пород, а также гидрогеологическими условиями;
• эксплуатационные, которые связаны с необходимостью оставления целиков около выработок и в пачках угля в кровле, почве или между слоями пласта, а также с неправильным ведением горных работ.

Таким образом, на поверхность  выдается только часть балансовых запасов, так называемые промышленные запасы, равные балансовым за вычетом потерь.

Производственной  мощностью шахты называют количество полезного ископаемого в тоннах, добываемое в единицу времени (сутки, год).

Срок существования  шахты – период, в течение которого отрабатываются промышленные запасы полезного ископаемого в пределах шахтного поля при производственной мощности.  

 

 

 

1. Краткая горно-геологическая  характеристика месторождения.

1.1. Описание исходных  данных по перечисленным параметрам  с логическими выводами:

• Мощность угольных пластов: m1=1,2 метров;

m2=1,8 метров;

m3=1,5 метров.

• Угол падения пластов 25 град.;
• Расстояние между пластами 60 и 70 метров соответственно;
• Расстояние от поверхности до границы шахтного поля 300 метров;
• Размеры шахтного поля: по простиранию 12000 метров;

по падению 4500 метров;

• Объемный вес угля 1,4 т/м ³;
• Метанообильность пласта 25 м³/т;
• Коэффициент водообильности 400 м³/т;
• Крепость пород: почвы – 6;

кровли – 8;

угля – 2.  

 

1.2. Оценка запасов  по углу падения, мощности, газоносности  и другим горно-геологическим  характеристикам. 

По приведенным исходным данным пласты данного месторождения  относятся к пластам средней  мощности; по углу падения относятся  к наклонным пластам. По относительной метанообильности месторождение относится к сверхкатегорийным шахтам. По устойчивости к обрушениям, кровля относится к устойчивой.  

 

2. Подсчет промышленных  запасов и обоснование

потерь угля.

1) Балансовые  запасы шахтного поля.

Zб=S*H*å m*g , [т], где

S - размер шахтного поля по простиранию, м;

Н- размер шахтного поля по падению, м;

m - суммарная мощность пластов, м;

g - средняя плотность угля, т/м³ .

Zб=12000*4500*(1,2+1,8+1,5)*1,2=291600000*10т.

Zб=291,6 млн.т.

2) Потери в  барьерных целиках.

Рб.ц.=2*l*[S+(H-2*l)]*m*g , [т], где

l - ширина барьерных целиков, [м];

Рб.ц.=2*50*(12000+(4500-2*50))*(1,2+1,8+1,5)*1,2= =17,17*10т 
Рб.ц.= 17,17 млн.т.

3) Потери в  охранных целиках.

Рох=1%*Zб

Рох= 0,01*291,6=2,916 млн.т

4) Потери в  геологических нарушениях.

Рг.н.=1%*Zб

Рг.н.=0,01*291,6=2,916 млн.т.

5) Эксплуатационные  потери угля.

Рэк=(Zб-Рб.ц.-Рох-Рг.н.)*Сэп , [млн.т], где

Сэп - коэффициент экономических потерь. Для пластов средней мощности Сэп=8-10% балансовых запасов за вычетом общешахтных потерь и окологеологических нарушений.

Рэк=(291,6 -17,17 -2,916 -2,916 )*0,08=21,48 млн.т.

6) Промышленные  запасы шахтного поля.

Zпр=Zб-(Рб.ц.+Рох+Рг.н.+Рэк), млн.т.

Zпр=291,6 –(17,17 +2,916 +2,916+21,48)= 247,1 млн.т.

7) Коэффициент  извлечения.

Сизв=Zпр/Zб,

Сизв=247,1/291,6=0,847.

Вывод: коэффициент извлечения полученный в результате расчетов удовлетворяет установленному коэффициенту извлечения для пластов средней мощности (Сизв=0.85-0.88). Следовательно, данное месторождение разрабатывать целесообразно и экономически выгодно.  

 

3. Определение  оптимальной нагрузки на очистной  забой. 

Для разработки данного месторождения  выбираю:

Тип комбайна КШ-1КГ;

Механизированную крепь  УКП;

Тип скребкового конвейера  СП-63М;

Ленточный конвейер 1Л100К1.

Средняя нагрузка на очистной забой, оборудованный узкозахватным  комбайном с механизированной крепью.  

 

 

                                 n*[ T–( Тпз+Тп+То)] *Kн*L*r*m*g*c

 

А= , т/сут.                Lm [ (1/Vp)+(1/Vm)+Tв)] +t  

 

n – количество смен по добыче угля в сутки, n=3;

Т – длительность смены, Т=360 мин;

Тпз – время на подготовительно-заключительные операции в смену, Тпз=20 мин;

Тп – суммарное время учитываемых технологических перерывов в смену, Тп=15 мин;

То – время на отдых, То=15 мин;

Кн – коэффициент надежности технологической схемы;

L – длина лавы, м;

r – ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, r=0,63 м;

m – вынимаемая мощность пласта, m=1,8 м;

g – средняя плотность угля, g=1,4 т/м ³;

с – коэффициент извлечения угля в лаве, с=0,98;

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

Vр – рабочая скорость подачи комбайна, м/мин;

Vм – скорость подачи комбайна при зачистке лавы, vм=4 м/мин;

Tв – время на вспомогательные операции по длине лавы, tв=0,1 мин/м;

t – продолжительность концевых операций, t=20 мин. 

 

Коэффициент надежности технологической схемы:  

 

 

                                                                                        1

 

Kн =                                      1+[(1/Kk)-1]+[(1/Kkр)-1]+[(1/Kкл)-1]+[(1/Kп –1)]+nк[(1/Kлк)-1]  

  

 

где Кк – коэффициент готовности комбайна, Кк=0,94;

Ккр – коэффициент готовности механизированной крепи, Ккр=0,83;

Ккл – коэффициент готовности забойного конвейера, Ккл=0,87;

Кп – коэффициент готовности крепи сопряжения, Кп=0,9;

Клк – коэффициент готовности ленточного конвейера, Клк=0,9;

nк – число конвейеров, установленных в транспортной выемочной выработке, nк=1;

Рабочая скорость подачи комбайна

0,7p 1 ^1.53

 

Vp= nоб - C2 *f

(0,685m+0,285D)*C1 nоб C3 * K о *A

где р – устойчивая мощность двигателя, р=150 кВт;

D – диаметр исполнительного органа комбайна, D=1,25 м;

nоб – частота вращения исполнительного органа комбайна nоб=57 об/мин;

С1=0,009;

С2=20,2;

С3=5,12;

f – коэффициент крепости угля, f=2 кгс/см ² ;

Kо – коэффициент отжима угля у забоя;

r – 0,1

 

Ko = 0,48 +

r + m

Сопротивляемость  угля резанию 

А=100*f, кгс/см .

Полученная скорость подачи комбайна проверяется по скорости передвижения крепи 

Vкр=Vрас*Kпл, м/мин,

где Vрас – расчетная скорость передвижения крепи, Vрас=2,15 м/мин;

Кпл – коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от сопротивляемости пород почвы пласта вдавливанию крепи, Кпл=0,8.  

 

Допустимая  нагрузка на лавы по газовому фактору

864* Sл *Vв *d * Kв

 

Qг = , т/сут,

qл *Ке *d

где Sл – проходная площадь сечения для струи воздуха,

Sл=2,25*m-1,35, м² ;

vв – допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве, vв=4 м/с;

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

Кв – коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству за крепью выработки, Кв=1,2;

qл - метановыделение из лавы в исходящую струю воздуха, qл=25 м ³ /т;

Ке – коэффициент, учитывающий естественную дегазацию пласта и других источников выделения метана в период отсутствия добычных работ, Ке=0,7;

d - коэффициент учитывающий предварительную дегазацию пласта,

d =0,6

Добыча угля с одного цикла

qц=L*m*g*r*C, т.

Количество  циклов, выполняемых в сутки 

nц=Q/qц. 

 

РАСЧЕТЫ:

1.Определяем коэффициент  технологической схемы 

1

 

Kн= =

1+[(1/0,94)-1]+[(1/0,83)-1]+[(1/0,87)-1]+[(1/0,9-1)]+1[(1/0,9)-1]

1

 

= = 0,6

1+ 0,06 + 0,21 + 0,15 + 0,11 + 0,11

2.Определяем коэффициент  отжима угля 

0,63 – 0,1

 

Ко= 0,48 + = 0,6

0,63 + 1,8

3. Определяем сопротивляемость  угля резанию 

А= 100*2 = 200 кгс/см²  

 

4.Определяем рабочую скорость  подачи комбайна 

0,7*150 1 ^1,53

 

 

Vp= 57 - 20,2 *2 * =

(0,685 *1,8+0,285*1,25)*0,009*57 5,12 *0,6 *200

73,7 ^1,53

 

= 57 * = 2,2

614,14

5. Определяем по скорости  передвижения крепи 

Vкр=2,15 * 0,8=1,72, м/мин,

Скорость передвижения крепи  является ограничивающим фактором при  определении скорости подачи комбайна, поэтому скорость подачи комбайна принимается  наименьшая из двух значений. Так как 2,2 > 1,72 следовательно принимаем скорость подачи комбайна = 1,72 м / мин.

6.Определяем проходную  площадь сечения для струи  воздуха