МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ по курсовому проектированию по предмету «Технология подземной разработки полезных ископаемых».
методическая разработка на тему

Министерство образования и науки

Горловский техникум

Донецкого национального университета

        МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

по курсовому проектированию

по предмету «Технология подземной разработки

полезных ископаемых».

Специальность: 5.05030102 «Подземная разработка

полезных ископаемых»

2013

Методические указания по курсовому проектированию для студентов специальности 5.05030102 «Подземная разработка полезных ископаемых» подготовил – Ю.И.Ярошенко, преподаватель горных дисциплин – г. Горловка: ГТ ДонНУ, 2013 г.

Методические указания составлены в соответствии с государственным стандартом, учебного плана и программ по дисциплине «Технология подземной разработки полезных ископаемых». Методические указания содержат: вступление, общие указания по выполнению курсового проекта и его оформления, методику написания и расчеты курсового проекта, список использованной литературы.

Для преподавателей дисциплин горного цикла, студентов

Рецензенты:

Евсеева Е.В.        – заместитель директора по учебной части, специалист высшей категории, преподаватель-методист.

Рассмотрена и утверждена на

заседании цикловой комиссии

горных дисциплин.

Протокол №1    от  30.08.2013 г.

Председатель комиссии                 Ю.И.Ярошенко

Содержание

Общие указания по выполнению курсового проекта.

Введение. Задачи угольной промышленности. Технический прогресс и    

                  техническое перевооружение угольной промышленности.

1. Расчёт запасов шахтного поля и срока службы шахты.                  ____

2. Выбор способа подготовки и схемы вскрытия шахтного поля.     ____

3. Выбор способа управления кровлей.                                                 ____

4. Выбор средств комплексной механизации очистных работ.         ____

5. Выбор системы разработки и расчёт её элементов.         ____

6. Расчёт крепи очистного забоя.                                                           ____

7. Проветривание очистного забоя.                                                       ____

8. Техника безопасности.                                                                        ____

9. Организация работ в очистном забое.                                               ____

Общие указания по выполнению курсового проекта.

Курсовой проект выполняется учащимися в строгом соответствии с полученным заданием (приложение 4.1). Всякие отклонения от задания должны согласовываться с руководителем проекта.

Основные вопросы в проекте должны решаться на основе новейших достижений науки и техники, а также с учётом постановлений, относящихся к развитию угольной промышленности, созданию безопасных условий труда.

Все принимаемые в проекте решения должны соответствовать требованиям «Правила безпеки в вугільних шахтах» (Київ – 2010 р.) и «Правила технічної експлуатації  вугільних шахт» (Київ – 2006 р.).

Курсовой проект состоит из пояснительной записки и графической части. В пояснительной записке производятся необходимые расчёты и пояснения к ним. Записка должна быть написана чётко, аккуратно и грамотно, должна иметь ссылки на использованную литературу. Формулы, применяемые в расчётах должны обязательно расшифровываться, таблица и рисунки нумероваться.

Пояснительная записка сшивается в такой последовательности

- титульный лист;

- задание на курсовое проектирование;

- оглавление (содержание);

- текстовая и расчётная часть;

- перечень использованной литературы.

Записка помещается в твёрдую обложку, на которую наклеивается наклейка установленного образца.

Объём пояснительной записки 25-30 страниц рукописного текста.

Оформление курсового проекта должно проводиться в соответствии с «Методическими указаниями к оформлению курсовых и дипломных проектов».

Графическая часть должна содержать:

1. Схему вскрытия шахтного поля (1:5000 или 1:10000);

2. Схему подготовки шахтного поля (1:500);

3. План очистной выработки и её концевых участков, их сечения (1:100 или 1:50);

4. Способ управления кровлей, охраны и поддержания подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ (1:100 или 1:50);

5. Конструкция и размеры крепи, расстояния между элементами по длине и ширине выработки, расстояние от забоя до первого ряда стоек и концов консоли верхняков механизированной или индивидуальной крепи, очередность и порядок передвижки (установки) секций (стоек, верхняков или рам) крепи, размеры допустимых обнажений кровли (1:50);

6. Таблица расхода крепёжных материалов;

7. График организации работ в лаве, график выходов рабочих;

8. Таблица технико-экономических показателей.

Введение.

Учащийся должен отразить задачи угольной промышленности, внедрение типовых технических решений, трудности, возникающие в связи с постоянно усложняющимися горно-геологическими условиями разработки. Должна быть указана цель курсового проекта и какие задачи решаются учащимися при проектировании (объём 1,0-1,5 с).

1. Расчёт запасов шахтного поля и срок а службы шахты.

Каждому шахтному полю соответствуют определенные запасы. Различают балансовые и забалансовые запасы. Балансовые – это запасы, разработка которых экономически целесообразна.

По качеству полезного ископаемого они соответствуют требованиям их промышленного использования. Условия залегания их пригодны для добывания при современном уровне техники.

Забалансовые запасы временно неиспользуемые из-за их низкого качества или несовершенства современной техники.

При разработке шахтного поля часть балансовых запасов теряется при транспортировке, в целиках. Величина этих потеть оценивается в процентах. Потери делятся на три группы:

- общешахтные (потери в охранных целиках);

- потери в геологических нарушениях;

- эксплуатационные потери.

Часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхности, называется промышленными запасами.

Потери в барьерных целиках определяются по формуле

 (т) (1)

где: L – размер шахтного поля по простиранию (м)

       H – размер по падению (м)

         – плотность угля (т/)

         (м) – суммарная мощность пластов (м).

Охранные целики оставляют для предотвращения разрушений технологического комплекса, на поверхности промышленных зданий и сооружений, природных объектов.

Потери в охранных целиках условно составляют 2-4% от балансовых запасов, т.е.

         (т) (2)

Балансовые запасы составляют:

 (т) (3)

где: L – размер шахтного поля по простиранию (м)

       H – размер шахтного поля по падению (м)

    – суммарная мощность разрабатываемых пластов (м)

         – плотность угля (т/)

Потери в целиках вблизи геологических нарушений определяются характером и числом нарушений. Их величина ориентировочно равна

         (т) (4)

Величина общешахтных потерь и потерь в целиках у геологических нарушений составит

         (т) (5)

Эксплуатационные потери включают потери в целиках у горных выработок, потери отбитого угля в забоях, при транспортировке

         (т)

где:  – коэффициент потерь , зависит от мощности пласта.

Для пластов тонких

Для пластов средней мощности

Для мощных крупных пластов .

Суммарные потери составляют

         (т) (7)

Промышленные запасы составляют

         (т) (8)

Расчётный срок службы шахты

         (лет)

где:  – годовая производственная мощность шахты.

При проектировании принимаются по стандартному ряду 0,6;  0,9;  1,2; 1,5;  1,8;  2,4;  3,0;  3,6;  4,5; млн. т в год.

Полный срок службы шахты с учётом времени на развитие, затухание горных работ

         (лет) (10)

где:  (лет) – время на развитие, затухание горных работ (лет).

 – годовая производственная мощность шахты в млн. т.

2.Выбор способа подготовки и схемы вскрытия шахтного поля.

2.1.Выбор схемы подготовки шахтного поля.

В этом разделе учащийся даёт краткое описание существующих схем подготовки, условия применения каждой схемы и на основании заданных горно-геологических условий выбирает один из способов подготовки. Даётся описание порядка отработки этажей, панелей, блоков, ярусов, горизонтов

 [2] §§6-10

2.2.Выбор схемы вскрытия шахтного поля.

В зависимости от геологических, технических и экономических факторов решается вопрос о выборе рациональной схемы вскрытия шахтного поля. Выбранная схема вскрытия должна быть описана (порядок проведения вскрывающих, подготавливающих, нарезных, очистных выработок).

Л-2. Гл. III §12-22

При разработке пластов полового падения наклонной высота этажа (яруса) при 2-х крытой отработке рассчитывается по формуле

         (11)

где:  – годовые подвигание забоя, м/год

, м/год

N – число рабочих дней,

n – число снимаемых полос

r – ширина снимаемой полосы, 0,63-0,9м

c – коэффициент извлечения угля

где: , т/ – производительность пласта.

Для крутопадающих и крутонаклонных пластов

        , м

Принимается для пластов весьма тонких, тонких и средней мощности – 110 м или 120 м. Для мощных пластов – 80 м.

Число этажей в шахтном поле

        , эт (13)

где: H – размер шахтного поля по падению, м.

При разработке крутых пластов выбирается схема их группирования. Схема группирования на передний промквершлаг рекомендуется применять при разработке пластов, склонных к самовозгоранию, а при разработке выбросоопасных пластов принимать группирование на задний промквершлаг. Во всех остальных случаях разработки крутых и крутонаклонных пластов можно принимать любую схему группирования. Приводится описание выбранной схемы группирования с её обоснованием, достоинствами и недостатками. Вычеркивается предложенная схема в пояснительной записке.          Л-2 §22 рис.27.

3. Выбор способа управления кровлей и крепление.

Выбор способа управления кровлей зависит в основном от характера боковых пород и мощности непосредственной кровли. Следует ориентироваться на применение полной закладки, полного обрушения, а на крутом падении при породах кровли, склонных к опусканию без разрыва сплошности т.е. плавное опускание (удержание на кострах).

Условиями, препятствующими применению полного обрушения являются: резкое изменение мощности пласта: слабая и ложная кровля, приводящая к отделению и выпадению кусков породы в местах соприкосновения её с крепью (обрывание посадочной крепи), склонность пород непосредственной кровли к зависанию;

Наличие слабой почвы, при которой происходит погружение крепи и создают затруднения в её перестановке.

Наличие в пласте значительных прослойков породы, направляемых в выработанное пространство.

Незначительная мощность пласта (менее 0,5 м при металлической крепи и менее 0,7 м при деревянных стойках), затрудняющая работы по переноске крепи.

К полной закладке следует прибегать при разработке мощных пластов, тонких и средней мощности при разработке сближенных пластов и пластов с весьма слабыми породами, а также пластов, склонных к самовозгоранию, опасных по горным ударам т внезапными выбросами угля и газа.

В этом разделе автор проекта обосновывает выбор способа управления кровлей, конструкцию призабойной и специальной крепи, технологию работ по управлению кровлей и креплению описывает (см. Л-2 §§44,45,47,49,50).

Выбор способа охраны выработок.

Эффективная работа очистного забоя возможна лишь при условии, что обеспечены нормальные условия эксплуатации горных выработок, т.е. сохраняются размеры из поперечного и крепь находится в исправном состоянии. На условия поддержания влияют мощность и угол падения пласта, устойчивость боковых пород, длина, размер, форма сечения, материал крепи, близость очистных работ, глубина ведения горных работ. Охрана штреков с возведением односторонних бутовых полос допускается при разработке тонких пластов.

Охрана выработок целиками может применяться при разработке пластов тонких и средней мощности.

При разработке пластов, опасных по горным ударам угольные пелики обрабатываются антипирогенами или заменяются искусственными из костров.

Для того, чтобы породу полученную от прохождении вентиляционного штрека, оставлять в выработанном пространстве лавы, целесообразна выкладка битовой полосы под вент. штреком.

4.Выбор средств комплексной механизации очистных работ.

Выбор средств комплексной механизации необходимо производить по анализу соответствия технических характеристик существующих комплектов заданным горногеологическим условиям.

Особое внимание следует уделить углу падения пласта, диапазону регулирования рабочего органа по мощности пласта, сопротивляемости угля резанию; возможности безнишевой выемки пласта, схеме работы (односторонняя или челноковая).

Технические характеристики угольных комбайнов приведены в приложении 2 таблицы 1,2.

Выбор механизированной крепи (комплекса) начинается с выбора типа и типоразмера. При этом надо исходить из фактических данных о вынимаемой мощности пласта и её колебаниях пласта в пределах шахтного поля, степени устойчивости кровли и предельного допустимого давления на почву.

Технические данные щитовых агрегатов, механизированных комплексов, струговых установок, приведены в приложении 2 таблицы 1,2,3,4.

Технические характеристики механизированных крепей приведены в приложении 3 таблица 1.

В этом разделе учащийся приводит краткое описание конструкции и техническую характеристику выбранной механизации и технологию работ.

5. Выбор системы разработки и расчет её элементов.

Приводится краткое описание существующих систем разработки. На основании горногеологических условий проекта производится выбор наиболее рациональной и экономической системы разработки. Выбрать способ охраны подготовительных выработок, сопряжения откаточного и вентиляционного штреков с лавой (Л-2 §§31-32; 61-76; 83-84).

Описывается транспорт, вентиляция при выработанной системе разработки.

5.1. Расчёт элементов системы разработки. Определяется длина лавы.

Пологое падение.

Длина лавы принимается по максимальной длине механизированного комплекса. (Приложение 3 Таблица 1 ).

Крутое падение.

При щитовой выемке длина лавы принимается в зависимости от вида применяемой энергии: для пневмодвигателя – 40 м, для электородвигаеля – 60 м.

При применении комбайнов с индивидуальной крепью, отбойных молотков

 (м) (14)

Где  – наклонная высота этажа, м

 – высота просека (печи), м

Принимается  м.

 – высота штрека, м, принимается  м.

 – суммарная высота целиков, м.

Принимаются целики  или .

Определяются размеры магазинного уступа:

Высота

         (м) (15)

Опережение:

         (м) (16)

c` – минимальное расстояние между очистным забоем и откосом угля в магазине при V=4м/с.

c`=1,8 м

         (J) (17)

где  – плотность угля в насыпке, 0,8 т/

= угол наклона откоса угля в магазине.

r = ширина считаемой полосы, м

R – расстояние между забоем первого уступа и вершиной угля в магазине (при комбинированной выемке R=0, при молотковой – половине растяжки уступов).

 м – ширина просека.

На пологом падении размеры целика определяются по формуле:

         м (18)

f – коэффициент крепости пород кровли.

 – коэффициент, зависящий от крепости пород и угла падения.

для слабых пород = 0,75.

для средней крепости пород = 1.

для крепких пород =

 – длина лавы, м

H – размер шахтного поля

В случае охраны вентиляционного штрека с помощью бутовой полосы длина её рассчитывается по формуле:

        , м (19)

где  – площадь вентиляционного штрека в проходке,

Принимаем   или

 – площадь угольного забоя,

Крутое падение.

        ,  (20)

где h – высота штрека, , м.

коэффициент разрыхленности пород, , 5

d – угол падения пласта

Пологое падение.

        ,  (21)

где B – ширина штрека, м.

Принимаем  м

Проверка расчетной (принятой) длины лавы по условиям проветривания.

        ,  (22)

где  – площадь поперечного сечения очистного забоя

        ,  (23)

где, b – ширина призабойного пространства, м

Пологое падение.

b – Принимать по ширине механизированной крепи (приложение 3, т. I пункт 7).

Крутое падение.

При щитовой выемке b принимать по приложению 2, т. 4 пункт 8

При применении комбайнов, отбойных молотков

 м

Коэффициент загромождённости рабочего пространства лавы крепью, 0,9.

d - допустимое процентное содержание в исходящей струе из лавы по ПБ, 1%.

 – максимальная скорость воздуха в очистном забое по ПБ.

При применении комплексов , в остальных случаях  согласно §158 ПБ.

 – относительная газообильность пласта, /т

 – коэффициент неравномерности газовыделения, Приложение 4, т.2,1,6

Расчётная  должна быть больше принятой к расчёту в разделе 5.1.

5.2. Расчёт суммарной длина и числа очистных забоев. Суммарная действующая линия очистных забоев определяется по формуле.

, м (24)

где:  – коэффициент, учитывающий добычу из очистных забоев,

 – годовая производственная мощность шахты, т/год.

 – годовое подвигание линии очистных забоев, м.

        , м (25)

где: N – число рабочих дней в году, 250 или 300.

R – ширина снимаемой полосы, м 0,63; 0,8; 0,9.

i – число снимаемых полос в смену (для щитовых агрегатов при выемке крутых пластов 1-2, для лав наклонного падения 1-3, для молотковых лав – 1).

 – число смен по добыче угля (для неопасных по выбросам пластов принимать – 3 смены, для опасных пластов – 2 смены).

 – коэффициент цикличности 0,85-0,95.

 – суммарная мощность пластов, м.

 – Плотность угля, т/

c – коэффициент, учитывающий потеря угля в выработанном пространстве 0,9-0,95.

Действующее число очистных забоев составит

, лав (26)

Где  – принятая длина лавы, м.

Резервное число лав принимается 20-25% от действующего их числа.

        , лав (27)

Общее число лав с учетом резервных забоев составит

, лав (28)

5.3. Расчёт нормативной суточной нагрузки на очистной забой.

Крутое падение.

5.3.1. При применении механизированного комплекса КГУ

         (29)

где  – продолжительность смены, мин

 – число рабочих смен в сутки, см/сут.

 – плотность угля, т/

r – ширина захвата комбайна, м

c – коэффициент извлечения угля

 – длительность технологического цикла, мин

        , мин (30)

Где K – коэффициент, учитывающий непредвиденные перерывы в работе лавы, 1,16.

 – скорость подачи комбайна, м/мин.

(т.2 Приложение 1).

 – максимальная длина лавы, м

        , м (31)

 – расчётная длина лавы, м (раздел, 4.1).

 – высота магазинного уступа, м.

 – коэффициент совмещения передвижек секций с выемкой угля комбайном

         (32)

 – расстояние между секциями, равное 0,95 м.

 – норматив времени на передвижку секций механизированной крепи, 1-2 мин.

 – норматив времени на вспомогательные операции при выемке угля комбайном, мин/цикл.

        , мин (33)

 – время на ремонтно-подготовительные работы мин/цикл

, мин/цикл (34)

5.3.2. При выемке щитовыми агрегатами нагрузка на очистной забой определяется по формуле:

        , т/сут (35)

где:  – длительность технологического цикла, мин.

        , мин (36)

 – нормативная скорость вертикальной подачи при зарубке исполнительного органа 0,04-0,05 м/мин.

 –нормативная скорость горизонтальной подачи м/мин исполнительного органа с электродвигателем.

 0,07 м/мин с пневмодвигателем

  м/мин

 – коэффициент, учитывающий норматив времени на подготовительно-заключительные операции 1.06.

 – Время на вспомогательные операции, мин.

        +, мин (37)

где:  – норматив времени на посадку щита, распор крепи, осмотр агрегата до и после посадки, 8-10 мин.

 – время на поднятие и передвижку конвейеро-струга, 6-8 мин.

 – время на погашение углеспускной печи, 10-30 мин.

 – время на снятие угольного откоса, 5-10 мин.

 – время на ремонтно-подготовительные работы, мин.

        , (38)

Пологое падение

5.3.3. Для комплексов, разрабатывающих пологие пласты, необходимо произвести расчёт теоретической, технической и эксплуатационной, а затем суточной нагрузки на очистной забой. Теоретическая (расчётная) производительность комбайна определяется из выражения

        , т/час (39)

Где: m – мощность пласта, м

r - ширина захвата комбайна, м

 – рабочая скорость подачи, м/мин

Принимается по таб. 1. Приложение 1.

 – плотность угля, /т

Техническая производительность комбайна определяется по формуле:

        , т/ч (40)

Где:  – коэффициент технически возможной непрерывной работы комбайна в конкретных условиях определяется из выражения:

, (41)

 –коэффициент готовности комбайна.

Принимается для различных типов комбайнов в пределах

ГК-52 – 0,87-0,9

1ГШ-68 – 0,85-0,9

КШ-1КГ – 0,91-0,93

КШ-ЗМ, МК-67 – 0,76-0,8

1К-101 – 0,84-0,87

Для других видов комбайнов принимается в пределах 0,8-0,9.

 – затраты времени на маневровые операции.

        , мин (42)

Где:  – маневровая скорость подачи, м/мин.

(Приложение 1 табл. 1).

При работе комбайна по челноковой схеме

 – затраты времени на замену режущего инструмента, мин.

        , мин (43)

Где: Z – удельный расход резцов шт/т.

Для мягких углей ( шт/т

Для углей средней крепости   шт/т

Для крепких и весьма крепких углей  шт/т

 время на замену резца, 2-3 мин.

 затраты времени на концевые операции, 15-30 мин.

Эксплуатационная производительность комбайна составила:

, т/ч (45)

Где:  коэффициент, учитывающий затраты времени на организационные простои комбайна (крепление, орошение, проветривание и т.д.)

, (46)

Где:  - суммарное время простоя комбайна по организационно-техническим причинам, 25-30 мин.

Нагрузка на очистной забой в сутки составит:

,т/сут (47)

Где  число рабочих смен в сутки, 2-3.

5.3.4. Расчёт производительности струговой установки.

Теоретическая производительность струговой установки

, т/мин (48)

Где h – средняя толщина стружки за один проход струга, м (Приложение 2 табл. 3).

m – мощность пласта, м.

 - скорость струга (резание), м/мин. (см. приложение 2, табл. Л.3.)

Техническая производительность струговой установки определяется по формуле:

 (49)

Где  коэффициент технического совершенства установки, учитывающий затраты времени на вспомогательные операции и устранение неисправностей, 0,6-0,8.

Эксплуатационная производительность струговой установки определяется из выражения:

        , т/см (50)

Где Т=36 продолжительность добычной смены, мин.

 - Коэффициент машинного времени, 0,85-1,0.

Суточная нагрузка на лаву составит:

, т/сут (51)

Где  - число смен в сутки по добыче, 2-3.

5.4. Проверка суточной загрузки на очистной забой по газовому фактору.

Суточная загрузка на очистной забой по газовому фактору определяется по формуле:

, т/сут (52)

где:  максимальная скорость движения воздушной струи в очистном забое, м/с

По ПБ при индивидуальной крепи принимается 4 м/с; по механизированной крепи с разрешения технического директора п/о при условии нахождения людей вне зоны пылевого потока

 6 м/с

 Площадь сечения очистного забоя

d – Концентрация  в исходящей из лавы струе

Принимается согласно ПБ 1%.

 Относительная газообильность очистного забоя

        , /т (53)

Где  относительная газообильность пласта согласно заданию на проектирование /т

 Коэффициент, учитывающий дегазацию пласта. По данным практики принимаются 0,2-0,3.

 Коэффициент неравномерности газовыделения,

Примечание: Если суточная нагрузка, рассчитанная по газовому фактору, будет меньше, рассчитанной по эксплуатационной производительности, то принимать суточную нагрузку на очистной забой по газовому фактору.

6. Расчёт крепи очистного забоя.

6.1.1. Пологое падение.

Индивидуальная крепь применяется для крепления шин на концевых участках лавы при применении комбайна. Учащийся описывает конструкцию крепи Л-2 §39,40,41.

Расчёт призабойной крепи сводится к определению прочных размеров отдельных её элементов, установлению расстояния между крепёжными рамами.

Типоразмер металлических стоек устанавливается на основании предварительных расчётов по формулам:

        , мм (54)

        , мм (55)

Где: ,  длина стойки соответственно в раздвинутом и сдвинутом состоянии, мм.

m - Мощность пласта в пределах лавы, мм

 Максимальное отклонение от средней мощности пласта, мм

 Толщина верхняка, 80-100 мм

 Величина опускания кровли над первым рядом крепи, мм

 Величина опускания кровли на последнем рядом крепи, мм

 Запас раздвижности для разгрузки призабойной стойки –  мм.

Величина опускания кровли определяется по формулам:

, мм (56)

, мм (57)

Где: m – мощность пласта, мм.

 Коэффициент сближения кровли и почвы. Величина его зависит от класса пород по обрушаемости и равна для пород:

Легкообрушаемых – 0,04.

Средней обрушаемости – 0,025.

Труднообрушаемых 0,015.

 - Расстояние от забоя до первого ряда призабойной крепи, 1,2 м.

 - Расстояние от забоя до последнего ряда призабойной крепи, 3,6 м.

После определения типоразмера выбирается тип металлической стойки ГБТ или ГВНТЭ бывший типоразмер ГУС см.13. Рабочее сопротивление стойки принимается по её технической характеристике.

Крутое падение

Описать конструкцию призабойной крепи Л-2 39 с.100.

Длина деревянной стойки принимается равной мощности пласта.

Диаметр стойки определяется по формуле

, см (58)

Где  мощность пласта, см.

К расчёту принимается стандартный диаметр: 10,12,14,16 см.

Допустимая нагрузка для деревянных стоек рассчитывается о формуле.

 (59)

Где  - запас прочности стойки, 2-3

 - критическое напряжение стойки на сжатие

, кг с/ (60)

Где m длина стойки (мощность пласта), см

i - радиус инерции для круглого сечения.

, см (61)

6.1.2. Расчёт плостности крепи

Ожидаемая нагрузка на призабойную крепь определяется по формулам:

Пологое падение

, т с/ (62)

Крутое падение

, т с/ (63)

Где  мощность непосредственной кровли, м.

 Плотность пород непосредственной кровли, т/

На основании допустимой нагрузки на стойку определяется требуемое количество сток на 1  призабойного пространства (плотность крепи).

, шт (64)

Пологое падение

Определяется максимальное расстояние между крепёжными рядами (рамами) по падению.

, м (65)

Где  количество стоек по простиранию на глубину вруба, 1

 Глубина вруба, м.

Крутое и наклонное падение

На крутом, крутонаклонном падении крепежные рамы расположены параллельно очистному забою, поэтому величина представляет количество стоек на один комплект, 3 шт.

 Расстояние между крепежными рамами по простиранию, 0,9 м.

 длина комплекта крепи, 2 м.

На основании практических данных  окончательно принимается равным 0,8-1 м.

6.2. Расчёт специальной и механизированной крепи.

При расчёте специальной крепи определяется нагрузка на 1 м специальной крепи от действия только непосредственной кровли

, т с/м (66)

Где:  мощность пород непосредственной кровли, м

 плотность пород непосредственной кровли, т/

 минимальная ширина рабочего пространства

 шаг обрушения (посадки) кровли, 0,63; 0,8; 0,9 м.

При определении ожидаемой нагрузки на 1 м ряда крепи на наклонном и крутом падении необходимо учитывать угол падения пласта.

, (67)

где  угол падения пласта, градус.

Потребное количество посадочных стоек на 1 м длины лавы определяется по формуле:

, щт (68)

Где  допустимая нагрузка рабочего сопротивления на 1 посадочную стойку (берется по характеристике стоек ОКУМ, см [3])

Расстояние между посадочными стойками (тумбами) по падению определяется по формуле.

Крутое и крутонаклонное падение

Для крутого падения, где управление кровлей осуществляется способом удержанием на кострах, определяется площадь рабочего пространства, , проходящая на один костер.

,  (70)

Где: f коэффициент крепости пород непосредственной кровли по шкале профессора М.М.Протодьконова.

m - мощность пласта, м.

Расстояние между кострами по падению устанавливается по формуле:

, м (71)

Где:  принимаемое расстояние между кострами по простиранию, 2,7 м.

Костры устанавливаются через две крепи на третьей по простиранию.

В случае применении механизированной крепи нагрузка на 1 м посадочного ряда определяется по формуле:

, т с/м (72)

Где  - длина секции крепи по перекрытию, м

 - шаг передвижки секции, м

Значение b и r принимаются по технической характеристике крепи (см. Приложение 3, т.1 и Приложение 2, т.4).

Производится расчёт на прочность секции механизированной крепи. Расчёт сводится к проверке нагрузки, проходящую на одну секцию по формуле

, сек, т (73)

где  - фактическая нагрузка на секцию крепи, т

a – шаг установки секций крепи по падению пласта (вдоль лавы). (Принимается по т.1 Приложение 3, при применении щитовых агрегатов см. т. 4 Приложение 2).

Фактическая расчётная нагрузка не должна превышать допустимую, т.е.

 (74)

Где  принимается по технической характеристики крепи (см. Приложение 2 т.4 или Приложение 3 т.1).

6.3. Расчёт расхода крепёжных материалов.

6.3.1.Крутое падение

Для деревянной призабойной крепи

Количество комплектов крепи в одном ряду

, щт (75)

Где  длина лавы, м

 - длина комплекта крепи (обапола), 2 м.

Количество комплектов крепи на цикл

, (76)

где:i – количество рядов крепи на цикл в лаве, 1-2 шт

Количество стоек на цикл

, щт (77)

Где:  количество стоек в комплекте 3 шт.

Количество обаполов (распилов) на цикл

, щт (78)

где  - Количество обаполов (распилов) в комплекте, 1 мм, 2 шт.

Количество затяжек:

, щт (79)

Где:  - количество затяжек на комплект в зависимости от свойств пород, 3-5 шт.

Расход леса на цикл:

Объём одной стойки:

, , (80)

Где:  диаметр стойки, м

 - длина стойки (мощность пласта), м.

Объём одного обапола (распила)

,  (81)

 длина обапола – 2 м

б - толщина обапола, м

b - ширина обапола, м.

Объём одной затяжки

,

Где:  длина затяжки, 1 м.

б - толщина затяжки, м

b - ширина затяжки, м

Крутое падение

6.3.2. Расход материала для специальной крепи.

Если в качестве специальной крепи приняты костры, то определяется расход леса на костры.

Количество костров по длине лавы составит:

, щт (83)

Где  длина лавы, м

 расстояние между кострами по падению, м

Диаметр костровой  стойки принимается на порядок или два выше стойки призабойной крепи.

Количество костровых стоек в костре составит

, щт (84)

Общее количество костровых стоек по лаве

, ст (85)

Объём костровой стойки определяется по формуле

,  (86)

где  - длина костровой стойки, 2 м.

Общий расход лесных материалов на 1000 т добычи

, (87)

где , , , - количество соответственно стоек, обаполов, затяжек, костровых стоек, расходуемых на цикл, шт.

, , ,  - объём соответственно стоек обаполов, затяжки, костровой стойки,

 - добыча лавы при выполнении одного цикла, т

, т (88)

Обозначения прежние

6.3.3. При применении щитового агрегата.

Расход леса на 1000 т добычи определяется по формулам

 (89)

где  - добыча угля с панели, т.

, т (90)

 - длина лавы

m – мощность пласта,

 – плотность угля, т/

 - наклонная высота этажа, м

, (91)

где  - добыча угля за сутки, т

Примечание: при применении щитового агрегата следует произвести расчёт призабойной деревянной крепи, установленной в монтажном просеке (см.р. 5.3.1; 5.3.2) с учётом его длины 40 или 60 м и высоты просека (6-8 м).

Пологое падение

6.3.4. При применении несамозарубывающегося комбайна и креплении металлической призабойной перпендикулярной крепью, установленной в щите:

Количество комплектов крепи в одном ряду

, щт (92)

Где  суммарная длина верхней и нижней ниш,  м

 расстояние между комплектами (рамками) крепи по падению, м.

Количество комплектов крепи на цикл

, щт (93)

Где  - количество рядов крепи на цикл в лаве, шт.

Количество стоек на цикл

, щт (94)

где  - количество металлических вехняков на цикл

, щт (95)

Где  - количество верхняков в комплекте, 1 шт.

Количество деревянных затяжек на цикл.

, щт (96)

Где  - количество затяжек в комплекте, 3-5 шт.

Количество стоек в лаве.

, (97)

Где 1,05 – коэффициент, учитывающий запас крепи в лаве, 5%.

 - Количество рядов комплектов крепи в лаве при минимальной ширине призабойного пространства, шт.

Количество металлических верхняков в лаве.

, щт (98)

7. Проветривание очистного забоя.

В этом разделе следует описать схему проветривания выемочного участка (путь движения воздуха).

7.1. Расчёт количества воздуха для очистной выработки.

Данный расчёт производится по выделению метана (углекислого газа), газов, образующихся при взрывных работах, по числу людей и должно проверяться по допустимой скорости движения воздуха. Окончательно принимается наибольший результат.

7.1.1. Расчёт по выделению метана (углекислого газа).

Где  - количество воздуха, необходимое для проветривания очистной выработки,

 - ожидаемое среднее газовыделение в очистной выработке

 - коэффициент неравномерности газовыделения определяется по таблице 2 Приложение 4.

C – допустимая концентрация газов исходящей из очистной выработки вентиляционной струе. Принимается согласно таблице №1, Приложение 4.

 - концентрация газа в поступающей на вентиляционной струе д, б, не0,5 по ПБ.

 – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, принимается по табл. 3, Приложение 4.

8. Техника безопасности на очистных работах.

8.1. Меры безопасности при ведении очистных работ.

        В подразделе описывается безопасные приёмы работы при выемке угля комбайном, струговой установкой, щитовым агрегатом, при креплении и управлении кровлей, переноске конвейера, при выемке ниш, креплении сопряжений, при доставке крепежных материалов в лаве. Л-5; Л-6; Гл 17 §11; Гл 23 §14; Гл 24 §3; Л-4 §76, 77, 78, 80, 81, 82, 83, 84, 85, 86, 87, 88, 89, 90, 91, 92, 94, 96, 97, 98.

8.2. Меры борьбы с метаном и угольной пылью.

        В жтом подразделе описываются мероприятия по предпреждению опасных скоплений метана, угольной пыли. Л-4 §§195, 209, 213, 214, 219.

8.3. Противопожарная защита горных выработок.

        В подразделе указывается расположение противопожарного трубопровода, места установки пожарных кранов, размещение пожарных рукавов и стволов. Описывается также размещение первичных средств пожаротушения. Л-4 стр 378-385 п. 8, 21, 22, 24, 25, 27, 30, 32, 36, 38 таб. 1.

9. Организация работ в очистном забое.

        Успешная работа шахты обеспечивается ритмичностью работы лав и своевременностью воспроизводства необходимого фронта очистных забоев.

        Ритмичная работа является не только необходимым условием выполнения и перевыполнения плана добычи, она повышает также безопасность работ и культуру производства, способствует росту производительности труда и снижению себестоимости угля, создает условия для наиболее полного использования механизмов и машин, стимулирует применение новаторских приемов работы.

        Распределение, последовательность выполнения, а также сочетание производственных процессов в очистном забое должны выполняться по графику цикличности.

        Для механизированных комплексов характерным в организации очистной выемки является поточность. Поточная схема добычи угля должна отвечать следующим требованиям:

выемка угля должна производиться по челноковой схеме без разворота выемочной машины в нишах при изменении направления выемки;

конвейер должен передвигаться вслед за выемочной машиной без разборки (участками или по всей длине лавы) и за короткий промежуток времени;

крепление призабойного пространства и управление кровлей должны производиться одновременно с выемкой или передвижкой конвейера по всей длине лавы.

        Работа по поточным схемам обеспечивает резкое повышение непрерывности выемки (в результате сокращения времени на выполнение подготовительно заключительных и вспомогательных операций), а также значительное увеличение ее интенсивности. Графиком цикличности предусматривается в основном трехсменный режим работы, из них три смены продолжительностью по 6 ч – добычные, одна смена – ремонтно-подготовительная.

        При разработке пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, горным ударам, по пыли предусматривается две смены по добыче, по одному часу между сменами для введения ВР в подготовительных выработках, одна смена – ремонтно-подготовительная, в оставшееся время суток выполняются специальные профилактические мероприятия.

        График выполнения работ состоит из трёх частей: планограммы работ, графика выходов рабочих, таблицы технико-экономических показателей.

        На планограмме работ наглядно изображены все основные производственные процессы, выполняемые в забое, их последовательность и взаимная увязка в пространстве и во времени. На графике выходов указаны число рабочих по профессиям, необходимых для выполнения цикла, их распределение по сменам и времени пребывания на работе.

        Таблица технико-экономических показателей содержит результаты, полученные при проектировании.

При применении щитовых агрегатов учащийся описывает организацию работ (Л-8 с 54-58).

        В графической части проекта вычеркивается планограмма работ, график выходов рабочих (Л-9).

Приложение 2 Таблица 1

Техническая характеристика комбайнов для крутого и наклонного падения

Приложение 2 Таблица 2

Техническая характеристика комбайнов

Приложение 2 Таблица 3

Техническая характеристика струговых установок

Приложение 2 Таблица 4

Техническая характеристика щитовых агрегатов

Приложении 3 Таблица 1 Технические характеристики механизированных крепей

Приложение 4 Таблица 1

Допустимые концентрации газа метана в горных выработках шахт

Исходящая из забоя, участка 1% и меньше

Входящая в забой выработки 0,5% и менее

Исходящая из шахты, крыла шахты 0,75% и менее

Местное скопление до 2%

Взрывные работы допускаются до 1%

Сварочные работы допускаются при 1%

Приложение 4 Таблица 2

Значение коэффициентов неравномерности газовыделения, Кн

Приложение 4 Таблица 3

Значение коэффициента

Литература

1. Килячков А.П. Брайцев А.В. Горное дело. М., Недра. 1989.

2.Килячков А.П. Вскрытие и системы разработки угольных месторождений. М., Недра, 1976.

3.Комплексная механизация и автоматизация очистных работ в угольных шахтах. (Под общей редакцией Братченко Б.Ф.). М., Недра, 1976.

4.Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. М., Недра. 1986.

5.Типовая инструкция по охране труда машиниста горно-выемочных машин. М., Недра. 1981.

6.Яцких В.Г. Горные машины и комплексы. М., Недра. 1984.

7.Иванов И.Ф. Комплексная механизация разработки тонких крутых пластов. К., Техника. 1983.

8.Остапенко А.Ф. Разработка крутых пластов щитовыми агрегатами. К., Техника. 1983.

9.Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. М., ИГД им. Скочинского. 1979.

10.Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. М., Недра. 1982.

11.Бураков А.С. и др. Процессы подземных горных работ. М., Недра. 1982.

13.Килячков А.П. Технология горного производства. М., Недра. 1985.

14.Бурчаков А.С. и др. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых. М, Недра. 1978.