Технология разработки месторождений полезных ископаемых

q_оч = (q'_оч + kq_тр )* (1 – k_д.пл ) + k_в.п • q_в.п (1 – k_д.в.п ),

где q'_оч — относительное метановыделение из разрабатываемого пласта в пределах очистного забоя, определяется по формуле:

q'_оч = q_пл –q_тр

q_пл -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 q_пл=10 м³/т.с.д. и q_в.п =10 м³/т.с.д.;

q_в.п - относительное метановыделение из смежных пластов и пропласт- ков, вмещающих пород в выработанное пространство;

q_тр -относительное метановыделение из отбитого угля при его транспортировании по участковой выработке, q_тр=(0.1-0.15) q_пл

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);

k_{в 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 к_вп принимается равным 0;

k_д.пл - коэффициент дегазации пласта, принимается в пределах 0,2-0,4;

k_д.в.п - коэффициент дегазации источников метановыделения из выработанного пространства принимается в пределах 0,3-0,5.

q_тр =0,15*10=1,5 м³/т.с.д.,

q_пл =10-1,5 = 8,5 м³/т.с.д„

q_оч = (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 А_пл = 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 A_c=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 K_cx 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

А_пл= *m*г*n_ц*у*с_и

Отсюда     .

Все величины, входящие в  формулу, известны

Округляем п_ц до целого числа. Принимаем n_ц = 6. Суточное подвигание лавыравно V_с =r*n_ц =0,8*6 = 5 м/сут.

Тогда скорректированная  плановая добыча из лавы на пласте m₁, составит

 т/сут.

а на пласте m₂ т/сут.

Так как скорректированные  плановые нагрузки на лаву по пластам  практически не отличаются от ранее принятых, то никаких дальнейших корректировок не делаем.

В том случае, когда в  результате округления количества циклов до целого значения значительно изменяется плановая добыча из лавы, необходимо проверить, не будет ли она меньше нормативной, уточнить количество лав и коэффициент резерва добычи.

Таким образом, при построении календарного плана отработки пластов  необходимо исходить из следующего: одновременно в работе находятся оба пласта, на каждом пласте располагается по две лавы, в работе находятся два  блока. В одном блоке располагаются  две лавы на пласте m₁ и в другом - две лавы на пласте m₂. Резерв добычи составляет 15% (К_р= 1,15).

Необходимо отметить, что  количество лав на пластах может  быть различно. В этом случае определяется коэффициент резерва добычи для периодов, когда на одном пласте большее количество лав, а на другом меньшее, потом наоборот. Затем определяется среднее значение коэффициента резерва. Оно и учитывается при построении календарного плана отработки пластов.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

7. ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБОВ  ОХРАНЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК 

Ранее принята схема вскрытия шахтного поля вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами. Глубина  первого и второго транспортных горизонтов составляет соответственно 431 и 469 м . Нижняя техническая граница шахтного поля находится на глубине 950. Принят панельный способ подготовки шахтного поля, поэтому подготавливающими выработками являются панельные наклонные выработки и главные штреки.

Глубина первого транспортного  горизонта менее 500 м. Поэтому принимаем наиболее простой и распространенный способ охраны пластовых панельных бремсбергов с ходками, а также фланговых вентиляционных выработок 1- го горизонта целиками угля.

Во избежание влияния  очистных работ на подготавливающие горные выработки необходимо оставлять целик угля следующего размера :

при прямом порядке обработка  крыла > (0,8 + 1,0) L_оп;

при обратном порядке  > (1,0 + 1,2) L_оп;

где L_оп - длина зоны опорного давления (м), рассчитываемая по формуле

где m и Н - соответственно вынимаемая мощность пласта и глубина разработки, м;

f - коэффициент крепости пород на контуре выработки; п - коэффициент, учитывающий обрушаемость пород кровли пласта: для легкообрушаемых пород f=0,6; для серднеобрушаемых пород f=0,8; для труднообрушаемых пород f=1,0.

Согласно задания система  разработки проектируется для пласта m₁. Его мощность равна 1,45 м . Расчёт ведется на худший случай. Поэтому Н=645,4 м. Породы кровли пласта среднеобрушаемые. Поэтому f=0,8.

Для определения f необходимо решить вопрос о расположении сечения выработки относительно пласта угля. Принимаем комбинированную подрывку вмещающих пород в сечении выработки. Нижнюю подрывку принимаем равную 1,0 м . На рисунке изображается угольный пласт, вмещающие породы, сечение выработки и выделяется прямоугольник, образованный линиями, проведенными на расстоянии от контура выработки равном 1,5В в кровле и 1,0В в боках и почве выработки В первом приближении ширину выработки (В) принимают равной 4-5 м, а высоту b - 3+4 м . Принимаем В=4,5 м, а h=3,5 м.

В задании указан только нижний слой почвы пласта. Поэтому  самостоятельно принимаем, что основная почва представлена песчаником мощностью 16 м с f=8,5.

Рис. 7.1 -Схема к определению  f

Коэффициент крепости пород  на контуре выработки определяется по формуле

где m_ik и m_in - мощность слоев горных пород, с учётом залегающих в боках выработки, соответственно кровли и почвы выработки, м;

f_ik u f_in — коэффициент крепости соответствующих слоев;

K_w - коэффициент, учитывающий обводненность горных пород. При сроке службы выработки более 5 лет и притоке воды в выработку более 2 м /ч принимается для: песчаников K_w=0,8;

песчаных сланцев K_w=0,6;

глинистых сланцев K_w=0,5; В остальных случаях K_w= 1,0.

К_с - коэффициент структурного ослабления массива горных пород. При отсутствии конкретных данных можно принимать следующие значения К_с: для песчаника 0,9;

для песчаного сланца 0,8; для глинистого сланца 0,7; для угля 0,9.

Для условий примера K_W=1,0.

Тогда:

Принимаем L_оп=78м.

Так как лавы движутся от фланговых вентиляционных выработок  к панельным бремсбергам с ходками, то принимаем размеры целиков угля у фланговых выработок равными