А.И. Набоков Подземная разработка пластовых месторождений

20

ределять годовое подвигание по простиранию очистного фронта по каждому разрабатываемому пласту.

Для щитовой системы разработки

L =300NnсмNвКп(lщ +2) / mlщ γ с1(hэ −∑hц −∑hш),

где N – число рабочих под щитом в смену, чел; nсм – число добычных смен в сутки; Nв – норма выработки на одного рабочего в смену, т; Кп – коэффициент перевыполнения нормы выработки (Кп=1,05÷1,10); lщ – длина щита по простиранию, м; Σhц – суммарная ширина целиков над откаточным и минусовыми штреками (Σhц=10÷12 м); Σhш – суммарная высота вентиляционного и откаточного штреков (Σhш=5 м); hэ – наклонная высота этажа; с1 – коэффициент извлечения запасов в щитовом столбе (0,95-0,97).

При разработке крутых пластов длинными столбами по простиранию годовое подвигание очистных работ определяется так же, как и для пологого и наклонного залегания.

При применении комбинированной системы разработки с гибким перекрытием (КГП) L определяют по нижнему слою. Если выемка нижнего слоя производится столбами по падению (вариант шахты 3-3бис), скорость подвигания очистных забоев по простиранию определяется так же, как и при щитовой системе разработки.

В случае применения комбинированной системы разработки с гибким перекрытием и выемкой нижнего слоя системой подэтажных штреков (вариант КузНИУИ) годовую скорость подвигания забоя по простиранию определяют по формуле

L = 300nсмNNвКпhпnп /(mн.с.hпγс1 − Sпшnп)(hэ −∑hц −∑hш),

где hп – высота подэтажа; nп – число одновременно разрабатываемых подэтажей; mн.с. – мощность нижнего слоя, м; Sпш – площадь поперечного сечения подэтажного штрека, м2; с1 – коэффициент извлечения угля под гибким перекрытием (с=0,88-0,92).

Потребный очистной фронт определяется как сумма длин очистных забоев одновременно разрабатываемых пластов.

2.4.2. Контрольная работа №2

Обоснование системы разработки и определение основных параметров очистного забоя.

Порядок выполнения работы:

21

-для заданных условий выбрать и обосновать систему разработки

иее параметры (размеры панели по падению и простиранию, длину очистных забоев, целиков и др.);

-выбрать и обосновать средства механизации выемки, крепления и доставки угля в пределах выемочного поля;

-рассчитать суточную нагрузку на очистной забой и количество выполняемых выемочной машиной циклов;

-построить планограмму работ в очистном забое;

-дать описание технологии очистных работ.

Система разработки является важным фактором, определяющим эффективность работы шахты. Выбор систем разработки зависит от целого ряда горно-геологических, горнотехнических и организационных факторов: мощности и угла падения пласта; водо- и газоносности пластов и вмещающих пород; устойчивости и обрушаемости пород и др.

Важным фактором, характеризующим эффективность системы разработки, является нагрузка на очистные забои.

Для комплексно-механизированных забоев нагрузку на очистной забой по производительности комбайнов можно определить по формуле

Qк=T n Км Руст /60Нw,

где Qк – нагрузка на очистной забой, т/сут; Т – продолжительность рабочей смены, мин; n – число смен по добыче в сутки; Км – коэффициент машинного времени (табл.6); Руст – устойчивая мощность электродвигателя, кВт; Нw – энергоемкость процесса разрушения угля, кВт ч/т (табл.7).

Устойчивую мощность угля электродвигателей с наружным обдувом типа ЭДКО можно принять Руст=0,7÷0,9Рч, с водяным охлаждением - Руст=0,9÷1,1Рдл, где Pч и Рдл – соответственно часовая и длительная мощности электродвигателя.

Длительные мощности двигателей комбайнов,				кВт, составляют:
2К52М – 125, ГШ68-110×2; 2ГШ68-125×2; 2КШ3-200×2.
				Таблица 6
Значения коэффициента машинного времени
Мощность пласта,	Коэффициент машинного времени в зависимости от со-
м	противляемости угля резанию А1, кН/см
	до 1,8	1,8-2,4		более 2,4
0,70-1,75	0,55÷0,64	0,57÷0,68		0,6÷0,72
более 1,75	0,43÷0,58	0,41÷0,61		0,45÷0,53

22

Энергоемкость процесса разрушения может быть определена по формулам, приведенным в табл. 7.

	Таблица 7
Энергоемкость процесса разрушения угля
Мощность пласта, м	Формулы расчета энергоемкости процесса разрушения
	Нw (кВт ч/т) в зависимости от сопротивления угля реза-
	нию А1 (кН/см)
0,70-1,25	Нw=10,6-0,00134A1+4,423 A2
	1
1,26-1,75	Нw=0,325-0,41A1+0,3236 A2
	1
1,76-2,25	Нw=-0,01224+0,156А1+0,04967 A2
	1
более 2,26	Нw=0,37-0,346А1+0,135 A2
	1
Нагрузку на очистной забой по газовому фактору можно опреде-
лить	Qг=864 S u d/qл Кн,

где Qг – нагрузка на очистной забой по газовому фактору, т/сут; S – минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, м2; u – максимальная допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с; d – допустимая концентрация газа в исходящей струе лавы, %; Кн

– коэффициент неравномерности газовыделения; qл – относительная метанообильность, м3/т.

Относительную метанообильность лавы можно определить

qл=qпл(1-С2)+qвп Квп(1-С1),

где qпл – относительная метанообильность пласта, м3/т; С2 – коэффициент, учитывающий дегазацию пласта (С2=0,3÷0,5); С3 – коэффициент, учитывающий эффективность дегазации спутников пласта и выработанного пространства; Квп – коэффициент, учитывающий метановыделение из выработанного пространства в призабойное (при возвратноточном проветривании равен 0,8-0,9, при прямоточном с подсвежением

– 0,5-0,4); qвп – относительное выделение из выработанного пространства, м3/т;

qвп=qпл Кп,

где Кп – коэффициент, учитывающий способ управления горным давлением (при полном обрушении равен 0,25, при полной закладке – 0,1). При разработке сближенных пластов (надработка и подработка) определяется по специальной методике [4].

23

Относительную метанообильность пласта определяют по формуле

qпл=mп(К1+Кц)(х-хо)/mв,

где х – природная метаноносность пласта, м3/т; хо – остаточная метаноносность пласта, м3/т, (хо=2-2,5 м3/т); К1 – коэффициент, учитывающий систему разработки (1 – при бесцеликовой выемке и длинных столбах, 0,8-0,9 – при оставлении целиков между ярусами (подэтажами); mп – полезная мощность пласта, м; тв – вынимаемая мощность пласта, м; Кц

– коэффициент, учитывающий выделение метана из целиков (Кц=Σhц/l), где Σhц – суммарная ширина целиков, оставляемых в выработанном пространстве, м; l – длина очистного забоя).

На основании проведенных расчетов принимается решение о планировании добычи угля на очистной забой. При Qx<Qr к дальнейшим расчетам принимается нагрузка на забой по производительности комбайна, при Qr<Qк – по газовому фактору.

Расчетную нагрузку Qр на забой необходимо скорректировать на выполнение целого количества циклов в сутки. Добыча с одного цикла равна

Qц=mвlrγc.

Количество циклов составит

nц =Qр / Qц.

Окончательно принимается ближайшее целое значение циклов nз, по которому строится планограмма работ.

Фактическая нагрузка на очистной забой составит

Qз = Qцnц.

Пример. Определить нагрузку на очистной забой в следующих условиях. Вынимаемая мощность пласта mв=2,5 м. Угол падения пласта α=15°. Длина лавы l=150 м. Выемка угля осуществляется комплексом 20КП70 с комбайном 2КШЗ. Ширина захвата r=0,63 м. Продолжительность добычной смены Т=360 мин. Количество рабочих смен n=3. Сопротивление угля резанию А1=2,0 кН/см. Плотность угля γ=1,35 т/м3. Коэффициент извлечения угля в забое С=0,95.

По табл. 6 примем Км=0,5.

По формуле табл.6 Н=0,22 кВт ч/т.

Поскольку комбайн 2КШЗ имеет два двигателя с водяным охлаж-

дением, примем Руст=400 кВт (Руст=1,0 Рдл).

Тогда нагрузка на очистной забой по производительности комбайна составит

24

= 360 3 0,5 400 =

Qк 18363т/сут. 50 0,22

Для определения нагрузки на очистной забой по газовому фактору примем: S=3,5 м2, U=4 м/с, d=1,0%, qл=6,5 м3, Кн=1,5.

Нагрузка на очистной забой по газовому фактору составит

Q	г	=	864 3,5 4 1			=1240 т/сут.
		6,5		1.5

Для дальнейших расчетов принимаем нагрузку на очистной забой по газовому фактору.

Добыча с одного цикла

Qц=2,5 150 0,63 1,35 0,95=303 т.

Количество циклов в сутки nцр=1240:303=4,1.

Принимаем 4 цикла в сутки. Тогда нагрузка на забой составит

Qз=303 4=1212 т.

Определение нагрузки на очистной забой на пластах крутонаклонного и крутого падения

Разработка крутонаклонных и крутых пластов, особенно мощных, характеризуется разнообразием технологических схем очистных работ. Каждая из них имеет свои особенности и методические подходы при определении нагрузки на очистной забой.

Втабл.8 приведены расчетные формулы определения производительности очистного забоя при различных технологических схемах (щитовая система разработки с различными щитовыми перекрытиями, комбинированная с гибким перекрытием КГП, длинные столбы по простиранию с буровзрывной выемкой, поперечно-наклонные слои с гидравлической закладкой ПНСГЗ, короткие полосы по простиранию с гидравлической закладкой КПГЗ).

Вформулах табл.6 приняты следующие условные обозначения: m –

мощность пласта, м; mсл – мощность слоя, м; α − угол падения пласта, град; l – длина очистного забоя, м; Тсм – продолжительность смены, мин; nсм – число добычных смен; Кп – коэффициент, учитывающий вид

крепи углеспусных печей (деревянная Кп=1,0, тюбинговая из углепласта Кп=1,1); N – численный состав сменного звена, человек; nа – число

25

агрегатов в очистном забое; lа – длина агрегата, м; Кг – коэффициент готовности комплекса (0,8-0,85); Vц – скорость движения цепи выемочного органа, м/с; rстр – толщина вынимаемой стружки, м; S – площадь обнажения кровли перед посадкой кровли, м2; S – площадь обнажения кровли в полосе перед закладкой, м2; lп – длина вынимаемой полосы, м.

Приведенные формулы позволяют определить нагрузку на очистной забой в благоприятных горно-геологических условиях. В осложненных условиях необходимо вводить поправочные коэффициенты, определяемые по формулам:

при неустойчивых породах кровли

Кн =1−0,0055lп,

где lп – протяженность неустойчивых пород по длине очистного забоя, м;

при наличии породных прослойков

Кп=1-0,01mп-0,0026σсж-0,005lп,

где mп – мощность вынимаемых прослойков, м; σсж – прочность пород на сжатие, МПа; lп – протяженность прослойков по лаве, м;

при наличии дизъюнктивных нарушений

Кнар=1-1,1h/m,

где h – амплитуда смещения, м;

при переходе щита через промежуточный штрек

Кпер=0,88+0,005m.

26

Таблица 8 Расчетные формулы для определения нагрузки на очистной забой

Технологиче-

Нагрузка на очистной забой, т/сут

ские схемы

Арочные

щи-

Q = (100 + 25,6m2 )(0,957 +0,002l)(0,754

+0,004α)

Тсм −20

nсм

ты

340

с

3

Бессекцион-

Q = (121,3 +

46,67m)(0,735 +0,004α)(1,063 −

1,526

)

Тсм − 20

nсм

ные

щиты

340

с

l

3

(m<4 м)

Бессекцион-

Q

= К

п

(30 −168N −10N 2 )(0,535m −0,034m2 −0,822)(1,39 −

2,34

) ×

ные

или

сек-

с

α

ционные

щи-

×(1,063 −

1,5

)

Тсм −20

ncм

ты (m=4÷8 м)

340

l

3

Щиты

типа

Q = (32,2 +82,2N −5,76N 2 )(0,036 + 0,321m +0,013m2 )(1,565 −

23,4

) ×

СК и ЩРП

с

4,42

Тсм −20

nсм

α

×(0,816 +

)

l

340

3

Щитовые

аг-

Q

= 900,354nalamKr Tcм −20 nсм

регаты (АНЩ,

c

5,18la +0,398lam +7,84

340

3

АМЩ)

КГП

(выемка

Q

= (74 +117,5N −9,5N 2 )(0,714 +0,105m −0,007m2 )(1,203 −

6,24

) ×

по падению)

c

1,22

Тсм −20

nсм

α

×(1,051−

)

l

340

3

27

Продолжение табл.8

Технологиче-

Нагрузка на очистной забой, т/сут

ские схемы

КГП

(отбойка

Qc =

N (Tcм −20)ncм

из

подэтаж-

1,36N +4,11

ных штреков)

Агрегат

АКЗ

Q

=

643,1lam

Тсм −20 nсм

(при

наличии

c

1,083la +0,044lam +

0,067(la +m)

+

0,021(la

+m)

+25,2

340

3

бункера)

Vц

Vцrстр

Комплекс

Q

=

643,11ml

Тсм −20

nсм

КПК (при на-

c

1,998l

+0,015ml +−0,044m +79,9

340

3

личии

бунке-

ра)

Буровзрывная

Q

=[(16 +29N −2N 2 )(0,019 +1,191m

−0,21m2 )(0,73 +0,016l −0,0001l 2 ) ×

выемка

c

47,25

Тсм −

20

ncм

(m<2 м)

×(1,158 −

) +8(N

−2) −10(m −1)]

S

340

3

Буровзрывная

Qc =[(16 +29N −2N

2

)(0,019 +1,191m −0,21m

2

)(0,73 +0,016l −0,0001l

2

)

выемка

47,25

Тсм −

20

ncм

(m=2-2,5 м)

×(1,158 −

) −8(N

−2)]

S

340

3

Тоже

Q

=[(11+54N

−3N 2 )(1,125 −

0,125

)(0,0 +0,008l −0,0001l 2 ) ×

(m>2,5 м)

c

82,56

m

S

Тсм −20

nсм

×(1,275 −

) +0,2(N −2)l

]

300

S

340

3

28

продолжение таблицы 8

Технологиче-

Нагрузка на очистной забой, т/сут

ские схемы

ПНСГЗ

Q =

231519,6mслN 2

Тсм −20 nсм

c

2260N 2 +74,9mN 2 +5931,94mcлN

+30,48N −991,44mсл

340

3

КПГЗ (l<10 м)

Qc =

S'lmN(Тсм −20) ncм

30,45NS'+1,217S'l 2m2

S'

N −1

+576

+0,8l

20,2ml +5,5S'm

+0,33S'(N −1)lm

ln

N

29

2.4.3. Контрольная работа № 3

Выбор системы разработки для мощных пластов и определение ее основных параметров

1.Мощность пласта________________________________________

2.Расстояние между пластами, м____________________________

3.Угол падения, град______________________________________

4.Горизонт работы________________________________________

5.Объемная масса угля, т/м3________________________________

6.Склонность угля к самовозгоранию________________________

1.Выбрать, обосновать и описать систему разработки для заданных условий. Вычертить в масштабе с изображением отдельных наиболее важных узлов и нанесением схем проветривания и транспорта полезного ископаемого в пределах выемочного поля (панели).

2.Выбрать и обосновать средства механизации выемки угля в очистном забое и доставки полезного ископаемого в пределах выемочного поля.

3.Рассчитать основные параметры и элементы системы разработки (мощность вынимаемого слоя, длину очистного забоя, размеры выемочного поля, расстояние между промквершлагами, размеры предохранительных целиков, опережение между очистными забоями в подэтажах и т.д.).

4.Установить объем суточной добычи из очистного забоя и необходимый объем закладочного материала.

5.Выбрать способ управления кровли. Принять (в случае необходимости) материал и способ закладки выработанного пространства и пути его транспортирования в пределах выемочного поля.

6.Подсчитать объем проведения (протяженность) подготовительных выработок на 1000 т промышленных запасов в пределах выемочного поля.

7.Подсчитать выход угля из подготовительных забоев в абсолютных цифрах и в процентном отношении к промышленным запасам выемочного поля.

8.Определить эксплуатационные потери.