Очистные работы

Введение

Технический прогресс в угольной отрасли при подземном способе добычи осуществляется на основе широкого внедрения прогрессивной технологии и расширения комплексной механизации очистных и подготовительных работ.

Однако, повышение эффективности и уровня использования новой и новейшей горной техники может быть достигнуто только в тех случаях, когда существующие на шахтах способы вскрытия и подготовки шахтного поля, системы разработки пластов способны обеспечить благоприятные условия для своевременного воспроизводства подготовленных запасов угля, надёжную работу подземного транспорта, проведение мероприятий по борьбе с неблагоприятными природными факторами.

В условиях перехода шахт рудника на более глубокие горизонты усложняются горногеологические условия, возрастает температура боковых пород, увеличивается горное давлениев этих условиях эффективная и безопасная работа в очистных забоях возможна только при использовании оптимальных технологий и организации труда в забоях, разработке и выполнению мероприятий по безопасному ведению работ.

Задачами курсового проекта являются приобретение навыков работы с технической литературой и документацией, умений самостоятельно принимать технические решения, делать выводы.

1. Горно-геологическая характеристика пласта Полысаевского-II

очистной забой уголь пласт лава

Пласт Полысаевский-II относится к Грамотеинской свиты и является самым мощным.

В районе проведения Путевого, Конвейерного и Вентиляционного стволов пласт, преимущественно, простого строения, иногда разделяется породними прослоями мощностью 0,05−0,35 м на 2−3 угольных пачки. Пропластки породы приурочены к нижней части пласта. Угол падения пласта 18−24 градуса. Его мощность колеблется в пределах 6,40−7,30 м, средняя — 6,85 м.

Пласт Полысаевский-II стратиграфически залегает выше пласта Байкаимского на 96−105 м, который отрабатывался шахтой Колмогоровская и в районе проведения Флангового ствола «Юг» подработан двумя лавами № 1303 и № 1307 пл. Полысаевский-II.

В 1987 и 1990 г. Центральные стволы проходились в целиках между шахтой «Колмогоровская» и шахтой «Сигнал», которая в настоящее время ликвидирована. В границах шахтного поля до гор. +170м пласт отработан разрезом «Сартаки».

Уголь пласта относится к марке ДГ с теплотворной способностью 7780−7940 ккал/кг и зольностью 3,0 -7,6%. Влажность угля 2,6−4,5%. Выход летучих составляет 40,5 — 44,1%. Сера — 0,16−0,2%. Фосфор 0,002−0,04%.

Непосредственная кровля пласта представлена мелкими алевролитами мощностью 4−10 м. Породы средней крепости f=3−5 по шкале проф. Протодъяконова. Повсеместно имеются «ложные» кровля и почва мощностью 0,2−0,3 м. Выше залегают породы основной кровли мощностью 8,0−20,0 м с коэффициентом крепости f=6−9.

Почва пласта мелкие алевролиты мощностью 3−8м не склонные к пучению с крепостью пород f=4−6.

Пласт отнесен к опасным по выделению газа метана, к пластам склонным к самовозгоранию и опасным по взрыву угольной пыли, а также относится к угрожаемым по горным ударам с глубины 150 м и опасным с глубины 300 м.

Метаноносность пласта возрастает с глубиной и изменяется от 3−7,3 м3/т на гор. +100 м, и до 18−19 м3/т на гор. — 300 м.

Обводненность пласта незначительная и притоки по стволам будут составлять 5−8 м3/час. Обводнен сам пласт. В центральные стволы ниже горизонта +130 м приток воды увеличится до 20 м3/час за счет поступления воды из затопленной шахты «Сигнал».

2. Выбор и обоснование способа подготовки и системы разработки проектируемого пласта

2.1 Выбор и обоснование способа подготовки Подготовка шахтного поля — это деление его на более мелкие части. При разработке угольных (сланцевых) месторождений различают панельный, погоризонтный, этажный и комбинированный способы подготовки шахтного поля. Основными факторами, определяющими выбор рационального способа подготовки шахтного поля, являются мощность, угол падения и водообильность пласта, расположение разрабатываемой части шахтного поля относительно подъёмного горизонта.

Исходя из горногеологических условий задания и, учитывая практический опыт работы шахты по пласту Полысаевский-2, проектом предусматриваем панельный способ подготовки.

При панельном способе подготовки шахтное поле в пределах ступени горизонта наклонной высотой 800−1200м делится на последовательно отрабатываемые участки — панели длиной по простиранию 800−3000 метров. Каждая панель подготавливается при помощи главного транспортного и вентиляционного штреков, а также панельных бремсбергов или уклонов с ходками, проводимых из главных штреков посередине панели или на её флангах.

Панель, в свою очередь, делится на последовательно отрабатываемые ярусы наклонной высотой 120−250м, подготавливаемые путём проведения из панельных бремсбергов (уклонов) ярусных транспортных и вентиляционных штреков по пласту угля.

Для панельной подготовки шахтного поля характерна столбовая система разработки пласта с повторным использованием ярусных штреков (при устойчивых боковых породах), прямоточная схема проветривания выемочного участка, расположение основных подготовительных выработок в породах почвы пласта. При разработке негазоносных пластов фланговые ходки не проводят и применяют возвратноточную схему проветривания выемочного участка. Если вмещающие породы весьма неустойчивы, ярусы подготавливают путём проведения ярусных штреков вприсечку к выработанному пространству. В случае устойчивых пород основные подготовительные выработки проводят по пласту угля. В панелях увеличенной (свыше 2км) длины по простиранию, когда проведение ярусных штреков значительной длины тупиковым забоем затруднено (сильно газоносные пласты, слабые вмещающие породы), предусматривают промежуточный ходок, служащий для подготовки очередных ярусов.

При разработке пластов угля, склонного к самовозгоранию, для предотвращения больших утечек воздуха в выработанное пространство рекомендуется использование, как правило, однокрылых панелей длиной по простиранию 1000−1200 метров. Панельный способ подготовки шахтного поля применяют во всех основных бассейнах страны при разработке пологих пластов, т. е. в условиях, благоприятных для работы ленточных конвейеров в панельных бремсбергах (уклонах). Достоинство панельного способа подготовки шахтного поля — возможность обеспечения высокого уровня концентрации очистных работ за счёт одновременной разработки нескольких панелей на пласте и нескольких ярусов в каждой панели. Недостатки: усложнённость схемы планировки выработок в шахтном поле из-за наличия в транспортной системе промежуточного звена — панельных бремсбергов (уклонов), а также трудность выполнения одновременно с очистными работами большого объёма подготовительных работ в панели, особенно уклонной.

2.2 Выбор обоснования системы разработки и средств механизации очистных работ Системой разработки угольного месторождения называют установленный для данных геологических условий залегания пласта и принятых средств механизации выемки угля определённый порядок ведения подготовительных и очистных работ в пространстве и во времени с наилучшеми технико-экономическими показателями.

Рациональная система разработки пласта должна удовлетворять следующим требованиям: обеспечивать безопасность ведения горных работ; обусловливать высокий уровень технико-экономических показателей; иметь минимальные потери. Под технико-экономическими показателями понимают возможно наибольший уровень производительности труда и минимальную себестоимость добычи полезного ископаемого.

На выбор системы разработки оказывают влияние различные факторы. Основными из них являются: форма залегания, строение, мощность и угол падения пласта; свойства угля и вмещающих пород; газоносность и обводненность месторождения; склонность угля к самовозгоранию; склонность угольных пластов к горным ударам, внезапным выбросам угля и газа; глубина горных работ; средства механизации подготовительных и очистных работ.

Наибольшее влияние на выбор системы разработки оказывают мощность и угол падения пласта. От мощности пласта зависит решение таких вопросов, как способ проведения и поддержания горных выработок, выбор технологии очистных работ, возможность разработки пласта на полную мощность или необходимость деления его на слои, крепление очистной выработки и управления горным давлением. Выбор средств механизации очистных работ, крепления и управления кровлей во многом зависит и от угла падения пласта. Этот фактор является решающим при выборе средств доставки угля в забое при его расположении по падению пласта. Его также учитывают при выборе формы и длины очистного забоя.

Свойства вмещающих пород являются решающим фактором при выборе способа управления горным давлением (управления кровлей), а также поддержанием выемочных выработок и их расположения. Они оказывают существенное влияние на выбор средств механизации очистных работ.

Такой фактор, как склонность угля к самовозгоранию, обусловливает необходимость принятия таких решений, которые обеспечивали бы резкое снижение потерь угля. На удароопасных пластах необходимо избегать таких ситуаций, когда в угольных целиках и краевых зонах проявляется повышенная концентрация напряжений.

Перечисленные факторы, как правило, оказывают комплексное влияние на выбор систем разработки и их параметров.

Разнообразие горно-геологических условий залегания угольных пластов предопределяет применение различных систем разработки и их вариантов.

Системы разработки пластовых месторождений можно представить в виде следующей классификации.

1. Системы разработки с выемкой пласта на полную мощность.

1.1. С длинными очистными забоями (сплошные, столбовые, комбинированные).

1.2. С короткими очистными забоями (камерные, камерно — столбовые, подэтажные штреки).

2. С разделением пласта на слои (наклонные, горизонтальные и поперечнонаклонные).

Наиболее полно выше указанным требованиям отвечает столбовая система разработки с длинными очистными забоями по простиранию, управление кровлей — полное обрушение.

Данным проектом рассматривается отработка выемочного блока лавы № 3 по верхнему слою пласта.

Размер выемочного столба по простиранию, м — 2755

Длина лавы, м — 200

Вынимаемая мощность слоя, м — 4,6

2.3 Подсчёт запасов выемочного участка и потерь угля В соответствии с принятым способом подготовки, порядком отработки и системой разработки рассчитываются балансовые, промышленные запасы и потери угля на проектируемом участке. Для этого вычерчивается схема проектируемого участка с указанием выработок, целиков их размеров (рис. 1 приложение 5).

Балансовые запасы на проектируемом участке определяются по формуле

где балансовые запасы угля, т;

запас выемочного поля по простиранию, м;

размер выемочного поля по падению, м;

мощность пласта, м;

плотность угля, т/м3

т.

Промышленные запасы определяются по формуле

т.

т.,

где промышленные запасы угля, т;

балансовые запасы угля, т.;

общие потери угля в недрах, т.;

потери угля от геологических нарушений, т.;

эксплуатационные потери, Т.;

потери угля в целиках в выемочном поле, т.;

т;

т;

т;

т;

Расчет потерь угля в целиках сводим в таблицу 2.1.

Таблица 2.1 Потери угля в целиках

В процентном соотношении потери угля на проектируемом участке составляют

%.

;

Коэффициент извлечения угля С определяется по формуле:

где С — коэффициент извлечения угля

3. Выбор и обоснование технологической схемы и средств механизации очистного забоя

3.1 Выбор и обоснование технологической схемы Изучив соответствующие технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах, на основании горногеологических условий проектируемого пласта отработка участка предусматривается механизированным комплексом ZY8620/24/50 с очистным комбайном KSW-114OE и забойным скребковым конвейером Анжера-34.

Транспорт угля осуществляется по конвейерному штреку № 3 ленточными конвейерами 2ЛЛТ1200 длиной 1400 м и 1200 м.

Выработки предусматривается гасить вслед за очистным забоем.

3.2 Техническая характеристика очистного оборудования Техническая характеристика очистного комбайна KSW-1140Е:

Вынимаемая мощность, мм — 5002;

Установленная мощность, кВт — 1140;

Поворотные редукторы R-500, кВт — 2×500;

Подача, кВт — 2×55;

Гидравлика, кВт — 30;

Напряжение питания, В — 3300;

Диаметр исполнительных органов, мм — 2500;

Макс. углубление в почву, мм — 357;

Макс. тяговое усилие, кН — 882;

Скорость подачи, м/мин — 0−15;

Висота, мм — 1790;

Маса, т — 83.

Техническая характеристика секций мехкрепи ZY8620/20/50.

Размеры секции крепи:

Длинна, мм — 7347;

высота минимальная, мм — 2400;

высота максимальная, мм — 5000;

ширина при выдвинутом боковом щитке, мм — 1840;

ширина при втянутом боковом щитке, мм — 1660;

ширина основания, мм — 1650;

количество гидростоек, — 2;

шаг установки секций, мм — 1750;

номинальное рабочее сопротивление, кн. — 8416;

предварительный распор, кн. — 6410;

средняя несущая способность, МПа — 1,01−1,07;

среднее удельное давление на почву, МПа — 2,2;

Техническая характеристика лавного конвейера «Анжера — 34».

производительность, т/ч — 1200;

расположение приводных блоков — продольное;

число электродвигателей — 2;

число и расположение цепей — 2- центральное;

тип цепи — С-34×126;

длина рештака, мм — 1750;

ширина рештака, мм — 1060;

номинальная мощность электродвигателей, кВТ — 315/105;

марка электродвигателя — SGS 400 S-12/4;

Техническая характеристика скребкового перегружателя ПСП-308.

Производительность, т/ч — 1200;

Длина, м — 45;

Скорость скребковой цепи, м/сек. — 1,17;

Число электродвигателей — 1;

Число и расположение цепей — 2- центральное;

Тип цепи — 2−30×108;

Длина рештака, мм — 1500;

ширина рештака, мм — 1032;

номинальная мощность электродвигателей, кВТ — 250/85;

телескопичность — до 9 м;

разрушающая нагрузка, кн. — 840;

марка электродвигателя — SGS 355 L4−12/4;

Техническая характеристика дробилки ДУ-910−02.

производительность, т/ч — 1500;

максимальный размер негабарита, мм — 1000;

максимальный размер кусков после дробления, мм — 300;

диаметр барабана, мм — 1000;

частота вращения, об/мин — 480;

тип редуктора — двухступенчатый;

электродвигатель — SP3 315 L-4;

мощность, кВТ — 160;

количество форсунок — 3;

расход воды на 1 т угля, л — 20;

масса, кг — 19 000;

4. Определение нагрузки на очистной забой

4.1 Расчет нагрузки на лаву Для комплексно-механизированных лав нагрузку на очистной забой определяем по формуле

т/сут где — нагрузка на очистной забой по производительности комбайна, т/сут.

Т-продолжительность рабочей смены, мин.

— коэффициент машинного времени; Км=0,8

N-число рабочих смен в сутки Руст — устойчивая мощность электродвигателей, кВт. Руст=1000кВт.

— энергоёмкость процесса разрушения угля, кВтч/т., определяется по формуле где А-сопротивление угля резанию, кн./см. А=1,6 кН/см кВт/ч;

т/сут;

Нагрузку на очистной забой по газовому фактору определяем по формуле т/сут;

гденагрузка на очистной забой по газовому фактору, т/сут;

S — минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, свободная для прохода воздуха м2, (принимается из технической характеристики механизированной крепи, S=15 м2)

V-максимально допустимая скорость движения воздуха в лаве, принимается согласно ПБ, м/с

V=4 м/с;

d-допустимая концентрация газа в исходящей из забоя струе воздуха, согласно ПБ д=1%

Кн — коэффициент неравномерности выделения газа, Кн=1,1

— относительная метанообильность, м3/т., определяется по формуле:

м3/мин;

где — относительная метанообильность пласта, м3/т,

=7,3м3/т;

— коэффициент, учитывающий эффективность дегазации пласта, =0,3−0,8;

— коэффициент, учитывающий эффективность дегазации спутников пласта и выработанного пространства,

=1

— коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства; при возвратноточном проветривании =0.8−0.9;

— относительное метановыделение из выработанного пространства, м3/мин

м3/мин;

гдекоэффициент, учитывающий влияние способа управления кровлей (при полном обрушении =0,25);

м3/мин м3/мин;

т/сут;

На основании выполненных расчетов принимаем нагрузку на очистной забой

= =15 709 т/сут;

Расчетную нагрузку необходимо скорректировать на выполнение целого количества циклов в сутки.

Добыча с одного цикла определяется по формуле

;

где m — вынимаемая мощность пласта, м;

L-длина лавы, м

r-глубина захвата комбайна, м;

— объемный вес угля, т/м3;

С-коэффициент извлечения угля в лаве;

С=0,98−0,99

Количество циклов в сутки составит

ц

;

Окончательно, с учетом практического опыта работы шахты, принимаем число циклов в сутки =12;

Определяем фактическую добычу в сутки по формуле:

4.2 Проверка длины лавы Принятую длину лавы необходимо проверить по условиям проветривания и по производительности лавного конвейера. По условиям проветривания длина лавы определяется по формуле гдеминимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, свободная для прохода воздуха, м2;

— максимально допустимая скорость движения воздуха по лаве, согласно требованиям ПБ -4 м/с;

d-допустимая концентрация метана в исходящей струе лавы, согласно ПБ-1%;

— коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству за крепью выработки; Кв=1,2−1,4(при управлении кровлей полным обрушением);

— коэффициент, характеризующий естественную дегазацию источников выделения метана в период отсутствия добычных работ. Для системы разработки длинными столбами с полным обрушением пород кровли Кн=0,7;

Определяем длину лавы по производительности лавного конвейера по формуле где — часовая производительность конвейера, т/час;

— количество добычных смен в сутки, 3;

— число часов работы конвейера в смену, 5;

— число циклов в сутки, 15;

c-коэффициент извлечения угля в лаве, 0,98;

m — вынимаемая мощность пласта, м;

— объемный вес угля, т/м3;

r-ширина захвата комбайна, м;

;

Из выполненных расчетов следует, что принятая в проекте длина лавы факторам проверки удовлетворяет.

5. Подготовительные работы До начала ведения очистных работ на выемочном участке должны быть проведены конвейерный уклон, путевой уклон, людской ходок, конвейерные штреки, вентиляционные штреки, монтажные камеры, промежуточные печи. Объем подготовительных работ на участке сводим в таблицу 5.1

Таблица 5.1 Объем подготовительных работ

Объём подготовительных работ.

;

;

6. Выбор и обоснование способа управления кровлей

6.1 Выбор и обоснование способа управление кровлей Способ управления кровлей — это мероприятия. Направленные на предотвращение обрушений кровли в призабойное пространство.

Правильно выбранный способ управления горным давлением должен обеспечивать условия для безопасной и эффективной работы в очистном забое.

Все механизированные комплексы работают в сочетании с полным обрушением пород кровли.

При управлении горным давлением полным обрушением необходимо различать первичную посадку кровли — обрушение пород непосредственной кровли по мере передвижки крепи и вторичную посадку кровли — стихийное, неуправляемое обрушение пород основной кровли.

Расстояние, через которое производится обрушение, называется шагом обрушения или шагом посадки. При применении механизированной крепи обрушение пород происходит вслед за её передвижкой. Шаг посадки равен шагу передвижки крепи.

6.2 Проверка механизированной крепи на прочность Надежность работы комплекса в очистном забое определяется проверочным расчетом прочности крепи по условиям горного давления.

Нагрузка на 1 м. посадочного ряда от действия пород непосредственной кровли определяется по формуле

где h-мощность пород непосредственной кровли, м-(4,0−10);

— объемный вес пород непосредственной кровли, т/м;

b-длина секции по перекрытию, м Для безопасной работы крепи должно иметь место неравенство:

? R

где — сопротивление крепи на 1 м по посадочному ряду, принимается из технической характеристики, кН/м;

Нагрузка на 1 м² поддерживаемой кровли определяется по формуле

тс/м2;

Для безопасной работы крепи должно иметь место неравенство

гдесопротивление крепи на 1 м² поддерживаемой кровли, кн./м2, принимается из технической характеристики крепи.

1058 >400

Определяем нагрузку на одну секцию (стойку) крепи по формуле:

Где — шаг установки крепи, м, принимается из технической характеристики крепи;

Для безопасной работы крепи должно иметь место неравенство

где — рабочее сопротивление секции (стойки), принимается из технической характеристики крепи

8416 >4900

Все условия выполняются, следовательно, механизированная крепь ZY8620/24/50B «Чжэнчжоуской групповой компании угольного машиностроения» в данных горно-геологических условиях работать будет.

7. Технологические процессы и организация работ

7.1 Технологические процессы в очистном забое В очистном забое при узкозахватной выемке, как правило, применяют поточные технологии, при которых происходит совмещение во времени основных и вспомогательных процессов, без технологических перерывов. Основные процессыэто процессы, в результате выполнения которых происходит подвигание забоя на определенную величину. К ним относятся: отделение угля от массиваработа комбайна, погрузка угля на конвейер и доставка его к погрузочному пункту, передвижка конвейера, крепление забоя и управление горным давлением. Вспомогательные операции — это операции, которые обеспечивают выполнение основных. К ним относятся: оформление верхнего и нижнего сопряжений, замена зубков на шнеках, зачистка почвы комбайном, мероприятия по борьбе с газом и пылью и др. Совокупность основных и вспомогательных процессов, выполняемых в определенном порядке и обеспечивающих, установленную паспортом величину подвигания забоя — называется циклом очистного забоя.

7.2 Организация работ в очистном забое Проектом предусматривается 4-х сменный режим работы: одна смена — ремонтная и три смены непосредственно по добыче угля. Продолжительность каждой смены шесть часов.

В ремонтную смену выходит ремонтное звено и выполняет работы по ремонту и наладке оборудования, опробует его под нагрузкой, а также выполняет работы по оформлению нижнего и верхнего сопряжений и мероприятия по борьбе с пылью. В добычную смену выходит звено в составе МГВМ, ГРОЗ и дежурного электрослесаря. В начале смены МГВМ производит осмотр и проверку состояния комбайна, производит замену зубков и заливку масла в систему. В это же время помощник машиниста осматривает гидросистему комбайна, проверяет состояние кабеля и шланга орошения. Горнорабочие осматривают гидросистему комплекса, проверяют положение рукояток гидрораспределителей, переключают маслостанцию на высокое давление. В первоначальном положении комбайн находится в нижней части лавы. Машинист комбайна по громкоговорящей связи подает сигнал голосом «Берегись, включаю конвейер» и нажимает кнопку «Пуск конвейера». После прохождения предупредительного звукового сигнала и включения забойного конвейера машинист комбайна подает голосом сигнал «Берегись, включаю комбайн» и нажимает кнопку «Пуск комбайна». После прохождения предупредительного звукового сигнала и включения комбайна МГВМ кнопками управления с пульта управления приводит в рабочее положение исполнительные органы комбайна, устанавливает необходимую скорость и направление подачи и приступает к выемке угля снизу вверх.

Совместно с помощником следит за состоянием кровли и забоя, передвижкой секций крепи и загрузкой конвейера. Изменение положения исполнительных органов комбайна МГВМ и его помощник призводят без остановки комбайна. При выемке угля машинист находится у пульта управления комбайном и передвигается между бортом забойного конвейера и гидростойками секций крепи. Помощник следит за подрезкой почвы, производит регулировку положения рабочего органа и осуществляет контроль за работой кабелеукладчика.

Вслед за выемкой угля комбайном производится передвижка секций крепи машинистами мехкрепи. Отставание передвинутых секций от комбайна не более 4,5 м.(3 секции), в зонах ПГД это отставание не более 1,5 м.(1 секция). После окончания выемки угля МГВМ опускает шнеки комбайна. Комбайн и конвейер выключаются и блокируются. Машинисты крепи призводят передвижку верхних секций крепи, запускается конвейер и комбайн, МГВМ устанавливает направление и скорость подачи и производит зачистку призабойной дорожки. Вслед за комбайном с отставанием 12−15 метров производят передвижку настила призабойного конвейера.

На расстоянии 15−20 секций от конвейерного штрека передвижка конвейера прекращается. Зачистив полностью призабойную дорожку, машинист комбайна поднимает машину на 15−20 секций выше конвейерного штрека, останавливает, выключает, блокирует комбайн и лавный конвейер от запуска и сообщает об этом горнорабочим.

Машинист мехкрепи и один ГРОЗ, работающие на сопряжении лавы с конвейерным штреком, по команде звеньевого при необходимости вручную зачищают призабойную дорожку от конвейерного штрека до остановленного комбайна, производят передвижку нижней приводной головки и настила лавного конвейера на участке от конвейерного штрека до места остановки комбайна, не допуская резких перегибов конвейера. После окончания передвижки запускается конвейер, машинист комбайна включает комбайн, устанавливает направление и скорость подачи, и путем «косого заезда» осуществляет самозарубку. Одновременно производится передвижка секций крепи. После спуска комбайна до конвейерного штрека опускаются шнеки, и комбайн выключается и блокируется от запуска. При включенном конвейере машинист мехкрепи заканчивает передвижку конвейера на незадвинутом участке.

После окончания задвижки конвейера машинист комбайна запускает комбайн, устанавливает направление и скорость подачи и производит выемку снизу вверх.

8. Проветривание очистного забоя Проветривание очистного забоя осуществляется за счёт общешахтной депрессии по возвратноточной схеме проветривания обособленной струёй воздуха: по конвейерному штреку и по очистному забою идёт свежая струя, а по вентиляционному штреку — исходящая струя воздуха.

Расчёт воздуха, необходимого для проветривания очистного забоя, ведётся по следующим факторам: по числу людей, по газу метану, по углекислому газу, по газам, образующимся при взрывных работах. Принимается к подаче наибольшее количество воздуха из полученных по расчёту.

Расчет по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в забое, производится по формуле

/мин;

где nнаибольшее число людей, одновременно находящихся в забое.15.

Расчет воздуха по метану производится по формуле где — абсолютное выделение газа метана, м3/мин -7,3

— коэффициент неравномерности газовыделения (принимается равным 1,3−1,4)

— концентрация метана в поступающей струе воздуха, %;

С — концентрация метана в исходящей струе воздуха, % (принимается согласно ПБ — 1%);

— коэффициент, учитывающий движение воздуха почасти выработанного пространства. Непосредственного прилегающей к призабойному (при управлении кровлей полным обрушением принимается равным 1,3);

Расчет по выделению углекислого газа производится по формуле где — ожидаемое выделение углекислого газа, 0,5м3/мин;

— коэффициент неравномерности газовыделения, принимается по таблице 2,2(8)

С — допустимая концентрация газа в исходящей вентиляционной струе, принимается согласно ПБ-0,5%

— концентрация газа в поступающей вентиляционной струе, 0%

— коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, Принимается по таблице 2,1(8)

Расчёт по пылевому фактору производитсяпо формуле:

где — сечение проветривания в очистном забое, м2;

— оптимальная скорость проветривания, м/сек;

=1,2 м/сек;

Наибольшее количество воздуха, полученное из расчетов, проверяем по допустимым скоростям движения воздуха по формуле

м3/мин;

где и — минимальная и максимальная допустимая скорость движения воздуха, согласно ПБ-0,25 и 4м/с;

— площадь поперечного сечения очистной выработки, свободная для пропуска воздушной струи, м2;

225<1080<3600;

Таким образом, для проветривания очистного забоя необходимо количество воздуха

=1080м3/мин;

Количество воздуха, необходимое для проветривания всего выемочного участка, определяется по формуле:

где — коэффициент доставки воздуха, принимаем из таблици 3.2=1,2;

— сумма количеств воздуха для проветривания подготовительных забоев, м3/мин =3289;

м3/мин;

где — сумма утечек воздуха для проветривания участка;

— сумма утечек воздуха через перемычки, м3/ мин определяется по формуле где — норма утечек воздуха через перемычку, 26 м3/мин;

nколичество перемычек на выемочном участке;

— сумма утечек воздуха через кроссинги м3/мин, определяется по формуле где — норма утечек воздуха через кроссинг, 100 м3/мин;

n — количество кроссингов на выемочном участке, шт.

9. Воссоздание очистного фронта При столбовой системе разработки во всех случаях, когда в одном выемочном поле ведутся очистные работы, в другом поле должны проводиться подготовительные работы.

При правильном ведении горных работ между положением забоев очистных и подготовительных выработок должно быть определенное соотношение. Подготовка очередного выемочного поля должна быть закончена на 2−3 месяца раньше, чем в нем начнутся очистные работы. Если подготовка нового поля будет запаздывать, то сократится фронт очистных забоев, и наоборот, если выработки будут проводиться с большим опережением, то это вызовет дополнительные расходы на их поддержание и преждевременные капиталовложения.

Определяем время необходимое для отработки яруса по формуле гдедлина выемочного столба, подлежащая отработке, 2500 м.

— скорость подвигания очистного забоя, м/мес, определяется по формуле где r-ширина захвата комбайна, м;

— число циклов по добыче в сутки;

N-число рабочих дней в месяц;

Определяем время, необходимое для подготовки смежного яруса по формуле где — время, необходимое для проведения конвейерного и вентиляционного штреков, при условии, что они проводятся одновременно двумя бригадами, мес., определяется по формуле гдедлина штрека, м;

— скорость проведения штрека, м/мес;

— время, необходимое для проведения монтажной камеры, мес, определяется по формуле где — длина монтажной камеры, м;

— скорость проведения монтажной камеры, м/мес;

время, необходимое для проведения промежуточной печи, мес определяется по формуле где — длина промежуточной печи;

— скорость проведения промежуточной печи;

— резервное время, необходимое на случай непредвиденной остановки подготовительных работ, принимаем равным 1 мес;

— время, необходимое на монтаж комплекса, мес., принимаем равным

1 мес;

Так как-то для своевременной подготовки смежного яруса необходимо и достаточно подготовительные работы в нём начать за 4,3 месяца до начала отработки действующего яруса, т. е. к началу отработки действующего яруса штреки смежного яруса должны быть пройдены на длину

10. Мероприятия по безопасному ведению работ, пылегазовый режим, противопожарная защита выемочного участка

10.1 Мероприятия по безопасному ведению работ Выемка угля в очистном забое должна осуществляться в соответствии с паспортом выемочного участка. Всё оборудование очистного забоя должно пройти предпусковую наладку, а при эксплуатации — в сроки установленные заводом изготовителем. В случае остановки работ на время Свыше суток, должны быть приняты меры по предотвращению обрушения кровли, загазирования, затопления. Возобновление работ — только с разрешения главного инженера после осмотра забоя и проверки проветривания, и концентрации газов. В процессе работы должна проверяться устойчивость кровли и забоя путём осмотра, ширина свободного прохода в лаве должна быть не менее 0.7м., а высота не менее 0,5 м.- в рабочем положении секции и не менее 0.4м.- в сдвинутом.

На сопряжениях лавы и через каждые 10 м. по длине лавы должна быть громкоговорящая связь с приемопередаточными устройствами. При углах падения 9 и более градусов выемочный комбайн должен иметь два независимых тормозных устройства.

К обслуживанию очистных комбайнов и механизированных крепей допускаются лица, прошедшие специальное обучение, сдавшие экзамен и получившие соответствующее удостоверение.

Нахождение людей ближе 5 м от режущего органа комбайна запрещено. Нахождение людей между работающим комбайном и первым рядом стоек механизированных секций запрещено.

Запрещена передвижка секций напротив работающего комбайна. При осмотре и ремонте комбайна сам комбайн, редуктор режущей части и лавный конвейер должны быть отключены. Перед началом работ машинист обязан проверить наличие смазки, состояние резцов, исправность заземления, системы орошения, гидравлической системы. Комбайн разрешается включать только после того, как машинист комбайна убедится в отсутствии людей в опасной зоне и даст предупредительный сигнал. Заменять зубки на шнеках разрешается только после обрушения навесов угля при выключенной и заблокированной режущей части.

10.2.Пылегазовый режим В паспорт выемочного участка обязательно входит раздел «Противопылевые мероприятия», составленный в соответствии с руководством по борьбе с пылью. Проектом предусматриваются следующие мероприятия: эффективное проветривание, орошение при работе комбайна и мест перегрузки по конвейерной линии, смыв угольной пыли в местах интенсивного пылеотложения, а также предварительное увлажнение угля в массиве. Для предварительного увлажнения угля в массиве бурятся скважины с вентиляционного штрека параллельно забою лавы посредине мощности пласта диаметром 45 мм. длиной 100 м. Расстояние между скважинами равно 20 м. Нагнетание воды осуществляется с помощью высоконапорных установок УНВ. При работе выемочного комбайна орошение осуществляется через форсунки, установленные на шнеках под каждые резец и на поворотных редукторах комбайна, расход воды на орошение составляет 138 л/мин. При орошении на погрузочных пунктах лавы расход воды составляет 5 л/т. Для обеспыливания вентиляционной струи на вентиляционном штреки устанавливается одна лабиринтно-тканевая завеса ЛТЗ-4П. Расход воды составляет 11 л/мин. Лабиринтно-тканевая завеса устанавливается на расстоянии не более 20метров от забоя лавы. Смыв угольной пыли производится с боков и кровли конвейерного штрека на расстоянии от 50 до 200метров 1 раз в сутки, а на расстоянии до 50 метров от забоя 1 раз в смену. Смыв производится из противопожарных рукавов. Защита органов дыхания горнорабочих от угольной пыли осуществляется с помощью индивидуальных противопылевых респираторов. Контроль за выполнением противопылевых мероприятий возлагается на участок ВТБ.

Контроль за содержанием газа метана у комбайна осуществляется при помощи встроенного в комбайн метан-реле ТМРК, переносными приборами «Сигнал — 2» и встроенными в индивидуальные головные светильники сигнализаторами СМС. При достижении у комбайна концентрации метана 2% комбайн останавливается, электроэнергия отключается. Работы возобновляются при снижении концентрации метана до 1%.

10.3. Противопожарная защита выемочного участка На каждой шахте должен быть составлен проект противопожарной защиты. Ответственным за противопожарную безопасность является директор шахты. Для предупреждения локализации и тушении подземных пожаров по вентиляционному и конвейерному штрекам прокладывается участковый пожарооросительный трубопровод диаметром не менее 100 мм. Трубопровод оборудуется пожарными кранами на конвейерном штреке через каждые 50метров и по 10 метров в обе стороны от приводных и натяжных станций, на вентиляционном штреке через 200 метров. Отставание трубопровода от забоя не более 20 метров. Давление воды в трубопроводе 0,6−1,5 мПа. На ленточном конвейере устанавливаются автоматические установки пожаротушения. Первичные средства пожаротушения размещаются в соответствии с инструкцией по противопожарной защите угольных и сланцевых шахт.

11. Охрана окружающей среды При ведении очистных работ происходит нарушение равновесного состояния горных пород, которая проявляется образованием трещин, провалов на поверхности, мульды оседаний, а следовательно заболачиванием. Для предотвращения ликвидации этих явлений должны выполнятся мероприятия по рекультивации земель: заделка трещин, забутовка выработок и скважин, выходящих на поверхность.

Основными источниками загрязнения атмосферы является выделение метана и выбросы котельных. Для сокращения вредных выбросов котельные должны оборудоваться пылеулавливающими установками. Газ метан необходимо улавливать и использовать как энергетическое и химическое сырье.

Охрана водных ресурсов включает в себя очистку хозяйственно бытовых и производственных стоков, а также рациональное использование воды и уменьшение водопритоков в место ведения горных работ.

Выводы по проекту В проекте рассмотрены все разделы, указанные в задании, приведены необходимые обоснования и расчеты, предусмотрено применение высокомеханизированного горного оборудования, которое позволило обеспечить эффективную организацию работ и достичь высоких показателей.

Поставленные проектом задачи выполнены, обеспечены следующие Показатели:

Добыча за цикл, т -960;

Добыча за сутки, т -14 400;

Добыча за месяц, т -432 000;

1. Т. А. Ишмаева, А. Г. Булдакова. Комплексная механизация отработки пологих и наклонных пластов.- Новосибирск, 2003 г.-98с.

2. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. Часть 1, 2- Институт им. А. А. Скочинского, 1979 г.-286с.

3. А. П. Килячков. Вскрытие и системы разработки угольных месторождений. М.: Недра. 1976 г.- 360с.

4. А. П. Килячков, А. В. Брайцев. Горное дело.- М.: Недра, 1989 г.- 360с.

5. Правила безопасности в угольных шахтах.-М.: -2004г.-220с.

6. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. Инструкции.-М.: Недра- 1996 г. -351с.

7. Сборник инструкций и других нормативных документов по безопасности для угольной промышленности.- М.: Недра -1978г.-743с.