На бирже курсовых и дипломных проектов можно найти образцы готовых работ или получить помощь в написании уникальных курсовых работ, дипломов, лабораторных работ, контрольных работ, диссертаций, рефератов. Так же вы мажете самостоятельно повысить уникальность своей работы для прохождения проверки на плагиат всего за несколько минут.

ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ 

 

Здравствуйте гость!

 

Логин:

Пароль:

 

Запомнить

 

 

Забыли пароль? Регистрация

Повышение уникальности

Предлагаем нашим посетителям воспользоваться бесплатным программным обеспечением «StudentHelp», которое позволит вам всего за несколько минут, выполнить повышение уникальности любого файла в формате MS Word. После такого повышения уникальности, ваша работа легко пройдете проверку в системах антиплагиат вуз, antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru. Программа «StudentHelp» работает по уникальной технологии и при повышении уникальности не вставляет в текст скрытых символов, и даже если препод скопирует текст в блокнот – не увидит ни каких отличий от текста в Word файле.

Результат поиска


Наименование:


курсовая работа Технология разработки месторождений полезных ископаемых

Информация:

Тип работы: курсовая работа. Добавлен: 04.12.2012. Сдан: 2012. Страниц: 40. Уникальность по antiplagiat.ru: < 30%

Описание (план):


1 ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ШАХТЫ
1.1 Промышленные запасы шахтного  поля
В исходных данных отсутствуют сведения о форме шахтного поля, наличии  горно-геологических нарушений и  забалансовых запасов. Поэтому принимаем  шахтное поле прямоугольной формы, а забалансовые запасы -равными нулю.
Промышленные запасы шахтного поля определяются по формуле:
Qпр = S?H??m? ??c, млн. т.,
где С – коэффициент извлечения (0,9);
S – размеры шахтного поля по простиранию;
Н – размеры шахтного поля по падению;
? - объёмный вес полезного ископаемого, т/м3.
Согласно исходным данным S=7600 H=3000
m1=1.45 m2=1.8 y=1.45  т/м3   для обоих пластов. Рассматриваются пологие пласты средней мощности, Поэтому c=0.9. Тогда
Qпр = 3000?7600?1,45(1,45+1,8)? 0,9 = 95,4.млн т.
Определение годовой мощности и  срока службы шахты
Чем больше промышленные запасы, тем  больше принимается годовая мощность щахты. Для получения минимальной  себестоимости 1т угля и наиболее высоких технико-экономических показателей  проектируемой щахты необходимо выдержать рекомендуемые нормали  технологического проектирования, соотношения  между мощностью и сроком службы шахты.
Полный срок службы шахты определяется по формуле:
,
Где  Tm- срок службы шахты
Qпр -промышленные запасы
Ar-годовая мощность шахты
tp, t3- время на развитие и затухание добычи
Анализируем полученные результаты. При Ar=1.8 млн.т срок службы шахты должен быть в пределах 50-60 лет. По расчету 59 лет.
Окончательно принимаем Ar=1.8 млн.т и Tm=59 лет. Суточная добыча шахты составит:
 Ас = 1,8 • 10б/300 = 6000 т.
Типа шахты
Рассматривается шахтное поле с размерами S=7,6 и Н = 3,0 км при относительном метановыделении q = 20 м3/т.с.д. Согласно ПТЭ [2] при S > 6 км и q>10 м3/т.c.д принимается блоковый тип шахты. Исходя из вышесказанного, принимается блоковый тип шахты.
Размер блока  по простиранию Sбл принимается до 4 км, а суточная добыча из блока - Aбл =3-5 тыс.т. Исходя из размеров шахтного поля и блока, количество блоков в шахтном поле по простиранию равно 3.
Исходя из суточной добычи шахты и рекомендуемой  добычи из блока, количество одновременно отрабатываемых блоков равно
 nбл сутбл= 6000/(3000 - 5000)=2-1.2
Принимается nбл = 2.
Таким образом, для обеспечения суточной добычи шахты необходима иметь одновременно в работе два блока.
 
 
 
 
 
 
 
 
2. ВЫБОР СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ  ШАХТНОГО ПОЛЯ
Согласно исходным данным рассматриваются два пласта, залегающие под углом падения, равным 16°. Следовательно, рассматривается пологое падение. Расстояние между пластами по нормали равно 60 м.
В данных условиях вскрытие шахтного поля возможно вертикальными  стволами с квершлагами в качестве дополнительных вскрывающих выработок.
Одногоризонтная схема вскрытия вертикальными центрально-сдвоенными стволами и капитальным квершлагом применяется при размерах шахтного поля по падению до 2-2,5 км. Размер шахтного поля по падению составляет 3,0 км. Поэтому одногоризонтная схемы вскрытия для данных условий не приемлема.
В данных условиях возможно применить вскрытие шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами
Необходимо решить вопрос о количестве выемочных ступеней и транспортных (подъемных) горизонтов. Согласно НТП [2] при панельном и этажном способах подготовки шахтного поля размер по падению бремсберговой части Нбр принимается 1000+1500 м, а уклонной Нукл. - 800+1200м. При по- горизонтном способе подготовки при благоприятных горно-геологических условиях Нбр и Нукл. может достигать 1200... 1500 м на пластах средней мощностии 800+1200 м на тонких и мощных пластах.
Правила технической эксплуатации угольных шахт при больших запасах и сроке службы шахты более 50-60 лет предусматривают применение схемы вскрытия шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами.
В уклонной части шахтного поля по сравнению с бремсберговой  ухудшается проветривание горных выработок, увеличиваются затраты на транспорт, водоотлив и поддержание горных выработок.
С учетом вышеприведенного, а также размера шахтного поля по падению, равного 3000м, принимаем решение о делении шахтного поля по падению на три выемочных ступени. При этом будет два транспортных горизонта. На первом горизонте будет только бремсберговая, а на втором - бремсберговая и уклонная выемочные ступени. Далее необходимо определить размер выемочных ступеней по падению.
Предпочтение необходимо отдать варианту, отвечающему требованиям  о минимальных капитальных затратах и времени на строительство шахты, а также о минимальных затратах за весь срок работы шахты.
Из вышеприведенных таким  является вариант с Нбр1гор =1200 м,
Нбр2гор = 1200 м и Нукл2гор = 600 м.
Глубина первого транспортного (подъемного) горизонта определяется по формуле
HIгор= Hпр +H6pIrop sina,
где: Hпр = 300 м - начальная глубина работ;
а = 16° - угол падения пластов.
Н1гор = 300 +1200 • 0,2879 = 645 м.
Глубина второго транспортного  горизонта составляет
HIIгор= HIпр +HбpIIrop sina?.=431,+1200 0,2879=990
Нижняя техническая граница  шахтного поля находится на глубине 
Hнтг =hнр sin?,
где: Н = 3000м - размер шахтного поля по падению. Hнтг = 300 + 3000 • 0,2879 = 1164м.
Необходимо отметить, что  эти размеры ориентировочны. Они будут уточнены после определения высоты яруса (этажа) и их количества, выбора способа охраны главных (магистральных) штреков.
 
 
 
 
 
 
 
3. ВЫБОР СПОСОБА ПОДГОТОВКИ  ШАХТНОГО ПОЛЯ 
Вычерчивается этажный способ подготовки шахтного поля  При этом шахтное поле по падению в соответствии с принятой схемой вскрытия делится  на три выемочных ступени. Отмечается, что он применяется при индивидуальном типе шахты и при S < 4-5 км. В данном случае принят блоковый тип шахты, тле. S = 7,6 км.
Вычерчивается погоризонтный  способ подготовки шахтного поля также с делением шахтного поля по падению на три выемочных ступени. Рассматривается схема проветривания очистного забоя в бремсберговых и уклонной частях шахтного поля, а также схема транспорта угля из них. Отмечаются его преимущества и недостатки по сравнению с этажным способом.
Отмечается, что погоризонтный  способ подготовки шахтного поля применяется при угле падения пластов до 10°. А в условии задан а=16°. В связи с этим погоризонтный способ подготовки также не может быть применим в заданных условиях.
Рассматривается панельный  способ подготовки шахтного поля в  сочетании со схемой вскрытия вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами
Согласно НТП Sn < 2,5-3 км. Тогда число панелей в шахтном поле по простиранию равно:
nn = 7,6/ (2,5- 3)=3,04- 2,5 Принимаем nn =3.
 
 
 
 
 
 
 
 
 
4. ВЫБОР СИСТЕМЫ  РАЗРАБОТКИ ПЛАСТА 
Согласно исходным данным необходимо выбрать систему  разработки дня пласта Непосредственная кровля пласта представлена глинистым  сланцем, мощностью 1 м с коэффициентом крепости по шкале Протодьяконова f = 3. Основная кровля - песчаным сланцем мощностью 8 м и f= 5. В непосредственной почве залегает песчаный сланец мощностью 6 м с f= 1,3. Относительная газообильность пласта составляет 20 м3/т. Приток воды в лаву незначительный - 6 м3ч.
Угольный пласт  не склонен к самовозгоранию и  не опасен по внезапным выбросам угля и газа.
Система разработки - это определенный порядок ведения  очистных и подготовительных горных работ, выполняемых в определенной последовательности в пространстве и во времени, с учетом схемы проветривания выемочного участка.
Расстояние между  пластами по нормали составляет 60 м. Поэтому они не группируются.
Угол падения  пласта равен 16°. В связи с этим отработка лав возможна только по простиранию.
Согласно задания  начальная глубина работ составляет 300 м. Глубина первого транспортного (подъемного) горизонта равна 645 м
Непосредственная  кровля с f = 5 и непосредственная почва пласта с f = 6,0 для глубин разработки до 800 м относится к средней прочности Согласно вмещающие породы можно отнести их к среднеустойчивым.
Сплошная система  разработки применяется при мощности пласта до 1,0-1,2 м. В данном случае пласт имеет мощность, равную 1,45 м. Поэтому нет смысла применять сплошную систему разработки.
Столбовая система  разработки принимается при мощности пласта более 1 м, при вмещающих породах не ниже средней устойчивости при любой глубине разработки. Она имеет целый ряд преимуществ перед сплошной системой разработки и может быть применена в данных условиях.
Комбинированную систему разработки «парные штреки»  не целесообразно применять в  заданных условиях, так как она  применяется при мощности пласта до 1,0-1,2 м.
Комбинированная система разработки с преобладанием  признаков сплошной имеет значительное преимущество по сравнению со сплошной, а именно - увеличение нагрузки на лаву по газовому фактору. Но она сохраняет  и основные недостатки сплошной системы - взаимное влияние очистных и подготовительных работ, невозможность доразведки и  дегазации разрабатываемого пласта и т.д. Кроме того она также  применяется при мощности пласта до 1,0-1,2 м. Поэтому применение ее в данных условиях не целесообразно.
В заданных условиях наряду со столбовой может применяться  комбинированная система разработки с преобладанием признаков столбовой с прямоточной схемой проветривания выемочного участка и подсвежением исходящей струи воздуха
Основным преимуществом  комбинированной системы разработки по сравнению со столбовой является прямоточная схема проветривания  выемочного участка с подсвежением исходящей струи воздуха. Она позволяет получить добычу из лавы на газовых шахтах в 1,5-2,5 раза больше, чем при столбовой системе разработки В заданных условиях это очень существенный фактор, так как относительное метановыделение составляет 20 м3/т, т.е. шахта относится к сверх категорийным.
Для обеспечения  прямоточной схемы проветривания  необходимо на границах панели по простиранию  проводить фланговые вентиляционные выработки. На первом транспортном горизонте (Н<500м) они могут проводиться как пластовыми и охраняться целиками угля, так и полевыми. А на втором - в связи с большой глубиной разработки - только полевыми,
Так как пласт не выбросоопасен, то принимаем нисходящую схему проветривания лавы. Угол падения пласта превышает 10°. Поэтому должны выполняться следующие требования ПБ
К лаве свежая струя воздуха  подводится по двум выработкам.
Скорость движения воздуха  по лаве не менее 1 м/с.
Дальнейшее движение исходящей  из лавы струи воздуха происходит по горизонтальным или восстающим выработкам (допускается движение исходящей струи воздуха вниз при угле наклона выработки более 10 градусов, если ее длина не превышает 30м).
Крепь выработок, по которым  идет исходящая струя воздуха, должна быть несгораемая.
По пути движения исходящей  струи воздуха не должно быть элекгро- потребителей (допускается установка  электропотребителей на исходящей струе при содержании метана в ней не более 0,5%).
Все эти требования выполнимы. Нисходящая схема проветривания  лавы по сравнению с восходящей позволяет  погашать вентиляционный штрек вслед  за продвижением лавы. Это приводит к значительному уменьшению затрат на поддержание выемочных штреков.
При комбинированной системе  разработки уменьшаются потери угля, так как отсутствуют межлавные  целики. Другие преимущества и недостатки столбовой системы разработки сохраняются и при комбинированной системе.
Окончательно принимается  комбинированная система разработки с преобладанием признаков столбовой с прямоточной схемой проветривания выемочного участка и подсвежением исходящей струи воздуха при нисходящей схеме проветривания лавы.
Далее рассматривается схема  проветривания выемочного участка, подготовительных тупиковых забоев и лебёдочных камер, а также схема транспорта угля от лавы до скипового ствола.
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5. ВЫБОР МЕХАНИЗАЦИИ ОЧИСТНЫХ  РАБОТ 
Непосредственная кровля пласта (нижний слой кровли) представлена глинистым сланцем мощностью 1,0м с f =3. она относится к категориям Б2
Для определения категории  пород кровли по обрушаемости необходимо рассчитать средневзвешенное значение коэффициента их крепости по формуле
где m1 - мощность слоев на высоту, равную 6-8 кратной вынимаемой мощности пласта, м;
f1 - коэффициент крепости I - го слоя пород. Принимаем ?m1 = 8 m1= 8*1,45 = 11,6 м.
Тогда
fcp= (8 • 3 + 2,4•5)/11,6 =3,1     . Принимаем fcp =3
По обрушаемости породы кровли пласта относятся к категории А1
Сопротивляемость пород  почвы на вдавливание определяется по формуле
?вд=(0,32-0,58)Rп,
где Rп - прочность на одноосное сжатие пород почвы пласта (первого слоя почвы), МПа.
Rп =10 fп = 10 8=80 МПа
?вд = 0,5 • 80=40 МПа
Таким образом, выбираем механизированные крепи для m1= 1,45 м; a=16°; кровли с Б2, А1 и почвы с ?вд = 40 МПа. Выписываем типы комплексов, соответствующие категориям кровли по обрушаемости и устойчивости ее нижнего слоя (А1, Б2).
 
Крепи 2М87С и 2М88С работают со стругами. Объемный вес угля у=1,45 т/м3 и сопротивляемость угля резанию А=210 кН/м говорят о том, что угли коксующиеся или энергетические. Они при дальнейшем использовании (коксовании или сжигании) будут измельчаться. Поэтому для их добычи целесообразно применять комбайн. Струги следует применять при добыче полуантрацитов и антрацитов, так как чем больше выход крупных фракций, тем выше отпускная цена 1т. Таким образом, при дальнейшем рассмотрении крепи 2М87С и 1М88С не учитываются.
Подходящие по условиям применения типы механизированных комплексов: 1КМ103М, 1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДЦ, 2КДД, 1КДТ, 2КДТ, КМ75Б, 1КМ85Б, 1УКП70,2УКП70.
Устанавливаем для категории пород по обрушаемости А1 и m=1,45м минимально допустимые величины сопротивлений поддерживающей части Р=0,35 МПа, и посадочного ряда Рпос =0,6 МН/м, механизированной крепи в зависимости от категории пород кровли по обрушаемости и средней мощности пласта.
Из установленных согласно п. 1 типов комплексов выписываем те, которые удовлетворяют требованиям по нагрузке на поддерживающую крепь и посадочный ряд механизированной крепи, т.е. те, которые удовлетворяют требованиям
Р'>Р  Р'пос > Рпос
где Р' и Рпос - табличные значения соответственно сопротивления поддерживающей части (МПа) и посадочного ряда крепи Р'пос (МН/м)
Этим условиям удовлетворяют  следующие типы комплексов: 1КМ103М,
1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т,  ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДД, 1КДТ, 2КДТ, КМ75Б, 1КМ85Б, 1УКП70,2УКП70.
Из установленных согласно п. 3 типов комплексов выписываем те, которые соответствуют прочности пород на вдавливание, т.е. для которых соблюдается условие
? 'вд < ?вд =40 МПа,
 где ?вд - табличное значение прочности пород почвы на вдавливание не менее, МПа
Этому условию удовлетворяют  следующие типы комплексов: 1КМ103М, 1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДЦ, 1КДТ, 2КДТ, КМ75Б, 1КМ85Б, 1УКП70,2УКП70.
Из установленных согласно п. 4 типов комплексов выписываем те, которые соответствуют углу падения пласта при заданном направлении выемки, т.е. - для которых выполняется условие
а'>аmах=16 град,
где а' - табличное значение угла падения пласта,
Направление выемки принимаю по простиранию пласта.
Этому условию удовлетворяют  следующие типы комплексов: 1КМ103М, 1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДД, 1КДТ, 2КДТ, КМ75Б, 1КМ85Б, 1УКП70, 2УКП70.
6) Из установленных согласно  п. 5 типов комплексов по данным  табл. 2.1 [6] выписываем те, которые  соответствуют сопротивляемости  угля резании, т.е. те, для которых соблюдается условие
А'р > Ар =210 кН/м,
где А'р - табличное значение сопротивляемости пласта резанию, кН/м;
Ар - исходное значение сопротивляемости пласта резанию, кН/м.
Этому условию удовлетворяют  следующие типы комплексов: 1КМ103М, 1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДД, 1КДТ, 2КДТ, КМ75Б, 1КМ85Б, 1УКП70,2УКП70.
7) Определяем минимально  допустимый шаг установки секции  механизированной крепи м, передвигающейся без подпора кровли, при котором не будут происходить расслоение и обрушение нижнего слоя кровли (во время передвижки секций).
lc= 1,6В + 0,5Г,
где В - высота нижнего слоя пород кровли, м;
Г - среднее расстояние между  трещинами в нижнем слое кровли, м.
Для категории пород кровли по устойчивости – Б2 В=0,01-0,5м,
Г=0,3-5м.
lc =1,6*0,5 + 0,5*0,5 = 1,05 м.
Из установленных согласно п. 6 типов комплексов, выбираем крепи, которые передвигаются без подпора кровли, и без ее расслоения и обрушения пород кровли (во время передвижки секций крепи), то есть те, которые удовлетворяют условию l'< lc
Для всех приведенных в  п. 6 комплексов передвигаемых без  подпора кровли условие не выполняется.
Значит из п. 6 выписываем механизированные комплексы, секции крепи которых передвигаются с подпором кровли: 1КМ103М, 1МКД90, 2МКД90, ЗМКД90,2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДД, 1КДТ, 2КДТ.
Из установленных согласно п. 8 типов комплексов выписать те, которые удовлетворяют условиям
m'max > mmax  hmin <mmin
где hmin и ш'mах - табличные значения соответственно минимальной высоты секций и максимально возможная вынимаемая мощность пласта, м;
mmax и mmin — соответственно максимальная и минимальная вынимаемая мощность пласта, м.
При отсутствии данных о mmax и mmin можно принять
mmax =(1.05 – 1.1)m  mmin=(0,9 – 0.95)m 
Принимаем mmin = 0,9m= 0.9 1.45 = 1,3 м, mmax = 1,1m = 1,1 1,45 = 1,59 м
Этим условиям удовлетворяют следующие типы комплексов: 2МКД90, ЗМКД90,2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДЦ, 1КДТ.
Выбранные комплексы будут соответствовать максимальной мощности пласта, а их механизированные крепи будут установлены при минимальной мощностью пласта.
10) Заполняем  табл. 5.1. В этой таблице по каждому  показателю знаками "+" или " -1 отмечаются типы комплексов, которые соответственно могут или не могут быть использованы. Типы комплексов, отмеченные знаками "+" по всем показателям, можно рекомендовать к использованию в данных условиях.
 
 
 
Таблица 5.1 - Результаты выбора типов комплексов
  Типы комплексов
Показатель
1КМ103М
МКД90
МКД90Т
КДД
КДТ
Т
УКП
П
К
Категория пород кровли по обрушаемости
+
+
+
+ 1
+
+
Категория пород кровли по устойчивости нижнего слоя
+
+
+
+
  +
Сопротивление поддерживающей части крепи
+
+
+
+
+
+
Сопротивление посадочного  ряда крепи
+
+
+
+ і
+
+
Прочность пород почвы  на вдавливание
+

+
+
+
+
Угол падения пласта (выемка по простиранию)
+
+
+
+
+
+
Сопротивляемость угля резанию
+
  +
+
+
 
Шаг установки секций крепи
+
+
+
+
+
-
Максимальная мощность пласта
    +
+
+
+
Минимальная мощность пласта
  +
+
+
+
+
Надежность секции
     0,9                             0,9
 
0,9
     0,9                             0,9
 
0,9
     0,9                             0,9
 
0,9
     0,95                             0,95
 
     0,95                             0,95
    0,92
0,92
 
 
Цена, тыс. грн.
32
70
81
72
88
63
Рекомендованы для дальнейшего  сравнения
-
+
+
+
+
-
 
11) Из рекомендуемых к использованию типов механизированных комплексов (см. табл. 5.1) устанавливаем те их типы и типоразмеры, а также типы и типоразмеры механизированных крепей, типы конвейеров и выемочных машин, которые удовлетворяют требованиям
m'max > mmax =1.59
  h'min <mmin  =1.3
где h'min-минимальная высота секции крепи, м
 m'max — максимально возможная вынимаемая мощность пласта, м. Данные записываем в табл. 5.2
Из выбранных в таблице 5.1 типов комплексов для дальнейшего  рассмотрения принимаю следующие их типоразмеры: 2МКД90, ЗМКД90, 2МКД90Т, ЗМКД90Т, 1КДД, 2КДЦ, 1КДТ.
Определение входящих в таблицу 5.2 параметров произведем на примере механизированного комплекса МКД90 второго типоразмера.
В том случае, когда в  состав механизированного комплекса  могут входить различные выемочные комбайны, методом экспертной оценки (см. табл. 5.13 [7]) выбирается наиболее подходящий. При этом необходимо учитывать не только суммарную мощность привода, но и диапазон мощности пласта, при которой применяется тот или иной комбайн. Не следует без необходимости принимать большую мощность привода комбайна.
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Таблица 5.2 - Параметры механизированных комплексов
M1
min
м
M2
min
м
M3min м
MH
min
м
M'
max м
Комплекс
Состав, тип и типоразмер оборудования
Тип
Типоразмер
Мех, крепь
размер
Конвейер
Комбайн
Тип
Типо размер
МКД90
2
КД90
2
СПЦ162-11
РКУ10
1,17
0,9
0,94
1,17
1,5
МКД90
3
КД90
3
СПЦ162-12
РКУ10
1,35
0,9
1,3
1,35
2,0
МКД90Т
2
КД90Т
2
СПЦ162-П
РКУ10
1,17
0,9
0,94
1,17
1,5
МКД90Т
3
КД90Т
з
СПЦ 162-12
РКУ10
1,35
0,9
1,3
1,35
2,0
МВД
1
кдд
1
СПЦ163
РКУ10
1,19
-
0,97
1,19
1,6
мкдд
2
кдд
2
СПЦ163
РКУ13
1,33

1,45
1,45
2,4
МКДТ
1
кдт
1
КСД27
РКУ10
1,19
  1,14
1,19
1,8
12) Определяем минимально  необходимую мощность пласта  m1min м, при которой обеспечивается нормальное функционирование выемочной машины в зоне ее прохода под крепью по формуле

где Нк—высота корпуса выемочной машины от почвы пласта, мм;
B1 - толщина перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм;
tk - величина подпггыбовки завальной боковины конвейера, мм;
t1 -высота породной подушки на перекрытии секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм;
h у - величина свободного пространства для управления комбайном, мм;
h r - величина свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью при изменении гипсометрии пласта, мм;
h 3 = 50 - запас свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью, мм;
R1 - расстояние от забоя до наиболее удаленной от него части корпуса комбайна или борта струговой установки, м.
Результаты расчетов записываем в табл. 5.2
Для механизированного комплекса  МКД90 второго типоразмера m 1min составит
Для остальных комплексов, расчеты производятся аналогично. Результаты заносим в таблицу 5.2.
13) Определяем минимально  необходимую мощность пласта  m2min
при которой обеспечивается допустимая высота для прохода людей  под механизированной крепью из выражения

соответственно толщина  основания и верхнего перекрытия секции крепи, мм;
Нл = 500 - минимальная высота прохода для людей под крепью, мм,
 tи t0 ответственно высота «пггыбовой подушки» под основанием и «породной подушки» на верхнем перекрытии секции крепи, мм;
R 2 - расстояние от забоя до середины прохода для людей, м.
Результаты расчетов записываем в табл. 5.2.
Для механизированного комплекса  МКД90 второго типоразмера составит

Для остальных комплексов, расчеты производятся аналогично. Результаты заносим в таблицу 5.2.
14) Определяем минимально  необходимую мощность пласта  m3min, м, при которой обеспечивается работа механизированной крепи без исчерпания ее податливости в условиях максимального опускания по формуле

где Нmin— минимальная высота крепи в сдвинутом положении, мм;
hр - запас гидравлической раздвижности для разгрузки крепи, мм;
для пластов мощностью  менее 1 м принимается 30 мм, для пластов  большей мощности — 50 мм;
R3 - расстояние от забоя до заднего ряда стоек крепи, м.
Результаты расчетов записываем в табл. 5.2.
Для механизированного комплекса  МКД90 второго типоразмера т3ю1п составит

Для остальных комплексов, расчеты производятся аналогично. Результаты заносим в таблицу 5.2.
Полученные величины m1min m2min и m3min для записанных в табл. 5.2 типов и типоразмеров механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования сравниваем между собой и большую из них принимаем за нижний предел вынимаемой комплексом мощности пласта MHmin
Из табл. 2.4 [6] в табл. 5.2 переписываем значения максимально  возможной вынимаемой мощности пласта m'max, м, для всех записанных там типов и типоразмеров механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования.
На базе данных заполненной  табл. 5.2 устанавливаем типы и типоразмеры механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования, которые можно использовать в заданных конкретных горно-геологических условиях. Этими комплексами будут те, которые удовлетворяют условиям
mmax = 1,59 < m''max =2,0,
mmin =1.3> mнmin=1,17
Этим условиям удовлетворяют следующие типы и типоразмеры комплексов: 3МКД90 и 3МКД90Т.
Так как по горно-геологическим  и горно-техническим условиям возможно применение нескольких типов и типоразмеров комплексов, то из них надо выбрать один. Для этого необходимо руководствоваться рекомендациями [б].
Крепь КД90Т имеет  те же параметры, что и КД90, за исключением  увеличенного в 1,6 раза сопротивления крепи на 1м лавы в связи с чем она применяется при категории пород кровли А1.
Но в данном случае породы кровля относится к  категории А1, при которой достаточно сопротивления крепи 2КД90.
Вместе с механизированной крепью 2КД90 работают комбайн РКУ10, конвейер СПЦ162-12 и крепь сопряжения КСД 90 (таблица 5.12 [6]). Все перечисленные механизмы вместе с маслостанцией, энергопоездом и системой пылеподавления составляют механизированный комплекс 2МКД90.
Таким образом, второй типоразмер механизированной крепи  КД90 выбран правильно.
6. РАСЧЕТ НАГРУЗКИ НА  ЛАВУ, КОЭФФИЦИЕНТА РЕЗЕРВА ДОБЫЧИ
Нагрузка на очистной забой  по производительности комбайна определяется по формуле

где Ал м - суточная добыча (нагрузка) из очистного забоя, т/сут;
Ас м - среднесменная нагрузка на очистной забой, т/смену;
псм - количество смен по выемке угля за сутки. На невыбросоопасных пластах псм = 3, на выбросоопасных псм = 2. В данном случае псм = 3;
Кгн - коэффициент уменьшения нагрузки за счет наличия горногеологических нарушений. В условиях примера горно-геологические нарушения отсутствуют, поэтому Кгн = 1,0;
Ки - коэффициент извлечения угля в очистном забое. При отсутствии конкретных данных принимается Кн = 0,98.
Сменная нагрузка на лаву рассчитывается по формуле 

Где Тсм = 360 мин - длительность рабочей смены;
qk — средняя производительность комбайна, т/мин;
Км - коэффициент машинного времени, ед.
При безнишевой технологии Км =0,35-0,53; при работе с нишами Км =0,25-0,46. Как правило, необходимо стремиться к безнишевой выемке. Поэтому принимаем Км =0,5.
Производительность комбайна вычисляется по формуле

где m - вынимаемая мощность пласта, м;
 у - объемный вес вынимаемого угля, т/м ;
г - величина захвата комбайна, м;
Кг - коэффициент использования захвата, принимается равным 0,93 при отработке лавы по восстанию пласта и 1,0 - во всех остальных случаях;
Vп - скорость подачи комбайна м/мин;
Кпс - коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способности участковой конвейерной линии, равен 0,95-0,96.
Скорость подачи комбайна принимается исходя из условия 
Vп =min( Vт, , Vп V маш),
где Vт - технически допустимая скорость подачи комбайна, м/мин, принимается по таблице 5.14 [7]. Для комбайна РКУ 10 Vт = 5 м/мин;
Vкр - скорость подачи, обусловленная скоростью крепления в лаве, м/мин;
Vп маш - скорость подачи, ограниченная скоростью передвижения машиниста при управлении комбайном, м/мин.
Для комплексно-механизированных лав
 
где Vкр - скорость крепления при последовательной схеме передвижки крепи и устойчивых боковых породах, м/мин, определяется по таблице 5.18 [7];
Ксх - коэффициент, учитывающий схему передвижки крепи: при последовательной передвижке Ксх = 1,0; при передвижке секций крепи через 1-2 секции Ксх = 1,5-1,8;
Куи - коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта;
Кусг - коэффициент, учитывающий устойчивость и обводненность пород кровли и почвы пласта.
Для МКД90 Vкр т = 2,40м/мин.
Принимаем последовательную схему передвижки секций крепи. Тогда
Ксх =1.0
При работе комплексов по простиранию  при угле залегания пласта от 9 до 35° согласно методическим указаниям [7]
Куп =1,0-0,013 (а-9).
Для условий примера Куп =1,0-0,013(16-9) = 0,909.
Породы непосредственной кровли и почвы средней устойчивости (см. практическое занятие 4), поэтому  принимается Куст = 1,0.
Тогда Vкр = 2,40 • 1,0• 0,909 • 1,0 = 2,18 м/мин.
Vп маш - зависит от вынимаемой- мощности пласта (см [7]). Приm=1.45 м
 Vп маш =4,5 м/мин.
Таким образом, Vп = min(5;2,18;4,5)
Принимаем Vп = 2,18 м / мин.
Производительность комбайна равна
qк = 1,45 • 1,45 • 0,8 • 1,0 • 2,18 • 0,96 =3,5 т/мин,
Ас м = 360 • 3,5 • 0,5 = 630 т/смену,
Алм =630•3•1,0• 0,98 = 1852 т/сут.
Нормативная нагрузка на лаву определяется по формуле

Где Ан - нормативная нагрузка, т/сут;
А0 - нормативная нагрузка при заданной мощности пласта m 1, т/сут; а - поправка к нормативу нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1м;
 - разность принятой и нормативной длин очистного забоя, м;
nс м; Тсм, y,Кг-см. выше;
Кп - коэффициент, учитывающий работу двух комбайнов в лаве (см. [7]). Так как в примере принят в лаве один комбайн, то Кп=1,0;
Кэ - коэффициент, учитывающий время работы комбайна (см [7]). При работе комплекса от 1 до 2х лет принимается Кэ= 0,9. В приложении Д [7] приведены значения А0 для МКД901-го типоразмера для т до 1,1 м. В примере рассматривается МКД90 И-го типоразмера при вынимаемой мощности пласта m1 =1,45 м.
Поэтому пользуемся данными  таблицы 3 приложения Д [7], в которой  приведены данные для комплексов с областью применения близкой к  рассматриваемому комплексу (см. табл. 5.2).
Для m1 =1,45 м и средней устойчивости пород кровли Ао=1000 т, =170м,
а=3 т/сут.
Принимаем = 200 м — длина комплекса в поставке табл. 2.1 [6]. Тогда
=30 м.
Рассчитываем нормативную  нагрузку
 т/сут.  
Расчет нагрузки на очистной забой по газовому фактору производится согласно методике приведенной в [6].
Если проектирование ведется  в условиях действующей шахты, то расчет максимально допустимой нагрузки на забой по газовому фактору следует  производить с учетом фактической метанообильности.
В курсовом проекте максимально  допустимая нагрузка на очистной забой  по газовому фактору может быть рассчитана как

где qр - используемое при расчете значение относительной метанообильности; принимается в зависимости от схемы проветривания участка
Апл - плановая нагрузка на очистной забой, т/сут;
Плановая нагрузка на очистной забой будет определена ниже с  учетом коэффициента резерва добычи и составит для разрабатываемого пласта Апл=1862 т/сут.
Qр - расход воздуха (м3/мин), который проходит по выработкам и который можно использовать дня разбавления метана до допустимой концентрации.     Так как в работе 4 данных указаний принимается комбинированная система разработки с преобладанием признаков столбовой с прямоточной схемой проветривания выемочного участка и подсвежением исходящей струи воздуха при нисходящей схеме проветривания лавы, то qр = qоч относительная метанообильность лавы (м3/т), расход воздуха определяем по формуле
Qр =60*Vmax*Fоч*kоз,
где Fоч - минимальная площадь (м2) поперечного сечения призабойного пространства лавы в свету.
Для механизированных комплексов определяется интерполяцией

где Fmin и Fmax соответственно минимальная и максимальная площадь поперечного сечения лавы в свету, м2;
m'min и m'max — соответственно минимальная и максимальная мощность пласта, вынимаемая комплексом, м.
к03 - коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству, примыкающему к призабойному, Для основной кровли пласта представленной глинистыми сланцами к03=1,2.
Qр = 60 • 4,0 • 2,8 • 1,2 = 807 м3/мин.
Относительная метанообильность лавы определяем по формуле
qоч = (q'оч + kqтр )* (1 – kд.пл ) + kв.п • qв.п (1 – kд.в.п ),
где q'оч — относительное метановыделение из разрабатываемого пласта в пределах очистного забоя, определяется по формуле:
q'оч = qпл –qтр
qпл -относительное метановыделение из разрабатываемого пласта, м /т.е.д. Согласно исходным данным относительное метановьщеление для проектируемого горизонта 20 м3/т.с.д.. В том числе qпл=10 м3/т.с.д. и qв.п =10 м3/т.с.д.;
qв.п - относительное метановыделение из смежных пластов и пропласт- ков, вмещающих пород в выработанное пространство;
qтр -относительное метановыделение из отбитого угля при его транспортировании по участковой выработке, qтр=(0.1-0.15) qпл
k- коэффициент, учитывающий возможность поступления метана из отбитого угля на участковой транспортной выработке в лаву (при полном или обособленном разбавлении вредностей по источникам выделения k= 0);
kв п - коэффициент, учитывающий метановьщеление из выработанного пространство в призабойное пространство лавы. Для схемы с направлением исходящей струи воздуха из лавы на выработанное пространство и с охраной участковой вентиляционной выработки кострами, бутокострами, бутовой полосой с окнами (каналами) или сплошной бутовой полосой шириной до пяти метров квп принимается равным 0;
kд.пл - коэффициент дегазации пласта, принимается в пределах 0,2-0,4;
kд.в.п - коэффициент дегазации источников метановыделения из выработанного пространства принимается в пределах 0,3-0,5.
qтр =0,15*10=1,5 м3/т.с.д.,
qпл =10-1,5 = 8,5 м3/т.с.д„
qоч = (8,5 + 0 • 1,5)(1 - 0,4)+0 • 1,5 • (1 - 0,5)= 5,1 м3/т.с.д.,
  т/сут.
Так как нагрузка на очистной забой по газовому фактору  =1238 т/сут. больше чем плановая суточная добыча Апл = 1852 т/сут, то для дальнейшего проектирования принимаем плановую добычу.
Реально на шахте выбирается механизация очистных работ и рассчитывается нагрузка на лаву для каждого разрабатываемого пласта. А затем решается вопрос о количестве лав на каждом из разрабатываемых пластов, обеспечивающих добычу шахты с необходимым коэффициентом резерва.
для пласта m2 подходит комплекс 2МКД90 (II типоразмер). Считаем, что добыча из лавы по производительности выемочного комбайна будет пропорциональна мощности пласта, а именно:

 т/сут
Ранее принято решение  об одновременной отработке пластов  m1 и m2 с суточной добычей шахты Ac=6000 т.
Если принять на каждом пласте по две лавы, то максимальная суточная добыча шахты составит

 т/сут.
Коэффициент резерва добычи равен 

Коэффициент резерва добычи должен быть не менее 15...20% для благоприятных, и 20.. .25% - для неблагоприятных условий [2].
В данном случае заданы благоприятные  условия. Поэтому полученный
резерв (15%) удовлетворяет  требованиям нормативной литературы.
Плановая добыча с лавы составит
Для пласта m1 т/сут
и для пласта m2 т/сут
Таким образом, принятая плановая нагрузка на пласте m1 составляет 1347 т/сут. Она больше нормативной, равной 947 т/сут. Следовательно, механизированный комплекс себя окупает и дает прибыль. Если бы плановая нагрузка была меньше нормативной, то комплекс приносил бы шахте убытки. В этом случае для увеличения добычи (в том числе и плановой) из лавы необходимо перейти от последовательной схемы передвижки секций механизированной крепи к передвижке через 1-2 секции. Это приведет к увеличению Kcx от 1,0 до 1,5-1,8 и соответственно к увеличению скорости подачи комбайна и т.д.
Если это не приведет к  достижению нормативной нагрузки, то необходимо применить более производительный (более мощный) комбайн или Другой механизированный комплекс. Если и это не приведет к желаемым результатам.
то необходимо отказаться от механизированного комплекса  и принять более дешевую индивидуальную призабойную крепь.
После определения плановой добычи из очистного забоя рассчитывается количество циклов (суточное подвигание) и при необходимости производится её корректировка.
Суточная добыча из лавы равна
Апл= *m*г*nц*у*си
Отсюда 
и т.д.................


Перейти к полному тексту работы


Скачать работу с онлайн повышением уникальности до 90% по antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru


Смотреть полный текст работы бесплатно


Смотреть похожие работы


* Примечание. Уникальность работы указана на дату публикации, текущее значение может отличаться от указанного.