ДонНТУ   Портал магистров

Реферат по теме выпускной работы

Содержание

Введение

Уголь является основой топливно-энергетического комплекса Украины. В условиях перехода страны к рыночной экономике возрастает потребность в увеличении уровня добычи угля при снижении его себестоимости. Важнейшей задачей угольной промышленности является дальнейшее техническое перевооружение и реконструкция шахт Донбасса на базе передовой техники и технологии добычи угля и проведения горных выработок, а также внедрение новых прогрессивных типов и видов крепи и новых способов охраны горных выработок.

На шахтах Украины около 70 % поддерживаемых выработок находятся в неудовлетворительном состоянии.С увеличением глубины разработки ухудшаются условия поддержания горных выработок. К сожалению НИИ Украины в настоящее время малочислены и не могут в полной мере обеспечивать производственников необходимыми техническими решениями. Для улучшения ситуации необходимо увеличивать государством финансирование НИИ.

1. Актуальность темы

Решение вопроса по повышению нагрузки на очистной забой, является одним из самых важных в горной промышленности. Этот вопрос требует постоянного внимания специалистов данной отрасли.

Данная тема включает в себя цепь факторов, которые взаимодействуют между собой и в значительной мере влияют на результат. Выявляя эти факторы на предприятии, мы получаем возможность детально рассмотреть вопросы связанные с повышением нагрузки на очистной забой.

Нагрузка на очистной забой является важным фактором, имеющим решающее влияние на технико-экономические показатели работы добычного участка и в целом шахты. С ее увеличением снижается себестоимость добычи угля и повышается производительность труда рабочих. Необходимо стремиться к достижению максимально возможной нагрузки на очистной забой, которая ограничивается производительностью выемочных машин и газовым фактором.

2. Цель и задачи исследования, планируемые результаты

Цель работы – разработка мероприятий по повышению нагрузки на очистной забой.

Научная новизна – комплексный подход, включающий выбор системы разработки, схемы проветривания, дегазации, охраны выемочных выработок, рациональных способов поддержания выемочных выработок, способа поддержания сопряжения лавы со штреком, типа и типоразмера механизированного комплекса, повышение коэффициента машинного времени.

Основные задачи исследования:

  1. Анализ условий проветривания добычного участка.
  2. Анализ и разработка мероприятий по устранению недостатков технологической схемы работы участка.
  3. Разработка мероприятий по увеличению коэффициента машинного времени.

Объект исследования: шахта В. И. Ленина.

Предмет исследования:горное оборудование и горные выработки шахты В. И. Ленина.

3. Технологическая характеристика шахты

Шахта имени В. И. Ленина построена по проекту института «Южгипрошахт» и введена в эксплуатацию в 1955 году с проектной мощностью 750 тыс. тонн. угля в год. По проекту, выполненному институтом «Донгипрошахт» в 1993 г. «О целесообразности вскрытия и подготовки запасов Каменской свиты», проектная мощность определена 600 тыс. тонн в год. С 2006 года проектная мощность установлена 300 тыс. тонн в год. Снижение проектной мощности в 2 раза обусловленно с отработкой пласта l1 и переходом на более тонкий пласт k6н, а также износом основных производственных фондов, практическим отсутствием оборотных средств.

Последняя реконструкция шахты выполнена в 1974 году;

Категория шахты по газу – опасная по внезапным выбросам угля и газа;

Относительная метанообильность – 15.7 м3/т.с.д;

Абсолютная – 13.1 м3/мин;

Общий приток воды в шахту – 735 м3/час.

Максимальная глубина ведения горных работ – 875 м

Максимальная глубина ведения очистных работ – 658 м

Протяжённость действующих горных выработок – 38,59 км

из них не удовлетворяющие ПБ – 4,7 км. или 12,2 %

Шахта разрабатывает два пласта:

l21 – угрожаемый по внезапным выбросам угля и газа, опасный по взрывчатости угольной пыли, не склонен к самовозгоранию, геологическая мощность m = 0,87–0,89 м

зольность пласта А = 27,5 %, сера S = 3,9 %;

k6н – опасный по внезапным выбросам угля и газа, не опасный по горным ударам, опасный по взрывчатости угольной пыли, не склонен к самовозгоранию, геологическая мощность m = 0,69–0,75 м

Зольность пласта А = 25,7 %, сера S = 3,1 %;

Запасы на 01. 01. 2012 г.:

3.1 Анализ горнотехнической ситуации при отработке запасов на данном пласте.

Шахтное поле вскрыто пятью вертикальными стволами.

Западный вентиляционный ствол погашен.

Ствол № 2 находится на стадии ликвидации.

Способ подготовки шахтного поля по пласту k6н – погоризонтный.

Система разработки – сплошная.

Схема проветривания шахты – центрально-отнесённая.

Способ проветривания – всасывающий.

Управление кровлей в лавах – полное обрушение.

Подготовительные выработки проводятся комбайновым способом.

Газовыделение из пласта в призабойное пространство составляет

qуч = 8,56 м3/т.с.д., а из выработанного пространства qв.п = 8,635 м3/т.с.д.

К концу 2011 года работы по выемке угля по пласту k6н были прекращены в связи с уменьшением мощности пласта. План горных работ по пласту k6н, преведен на рисунке 1.

План горных выработок

Рисунок 1 – Пласт k6н
План горных выработок (анимация: 7 кадров, 7 циклов повторения, 300 килобайт)

4. Установление факторов, влияющих на добычу угля из очистного забоя.

Максимально возможная нагрузка на очистной забой принимается как минимальная из двух величин: максимально возможной нагрузки по производительности выемочной машины и максимально возможной нагрузки по газовому фактору.

где:

Ал.м – максимально возможная нагрузка на очистной забой по производительности выемочной машины, т/сут;

Ал.в – возможная нагрузка на очистной забой по условию газовыделения в лаву и проветривания, т/сут.

Максимально возможная суточная нагрузка на лаву по производительности комбайна определяется по формуле:

где:

Асм – среднесменная нагрузка на очистной забой, т/сут;

nсм – количество смен по выемке угля за сутки;

kгн – коэффициент уменьшения нагрузки при работе очистного забоя при средних условиях и отсутствии нарушений в пределах выемочного участка согласно [2] kгн = 1;

kи – коэффициент извлечения угля в очистном забое.

Сменная нагрузка на лаву рассчитывается по формуле:

где:

Тсм – длительность рабочей смены, мин;

qк – средняя производительность комбайна, т/мин;

kм – сменный коэффициент машинного времени по выемке угля.

При различных значениях коэффициента машинного времени по выемке угля сменная и суточная добыча из очистного забоя приведены в таблице 1.

Таблица 1 – Добыча из очистного забоя в зависимости от коэффициента машинного времени

Км Асм, т/см Ал.м, т/сут
0,25 122,4 359,8
0,3 146,88 431,8
0,35 171,36 573,8
0,4 191,84 564
0,45 220,32 647,7
0,5 244,32 719,7
0,53 273 905

Из таблицы 1 видно, что с увеличением коэффициента машинного времени прямо пропорционально увеличивается добыча из очистного забоя.

Коэффициент машинного времени показывает, какую долю рабочего времени очистной забой работает по добыче угля[4–7]. Для его увеличения необходимо сократить простои лавы по различным причинам (поломки выемочной машины, отсутствие напряжения, простои транспортной цепочки, вывалы пород кровли в очистном забое, ремонт секций механизированной крепи и конвейера в лаве, выемка и крепление ниш, уменьшение производительности транспортной цепочки в связи с неудовлетворительным состоянием подготовительных выработок, примыкающих к очистному забою и т. д.)[8–10].

Анализ фактических простоев и разработка мероприятий по их увеличению, а, следовательно, по увеличению коэффициента машинного времени будет произведен по данным отчетности шахты.

4.1 Газовый фактор.

Необходимо обеспечить максимально допустимую нагрузку на очистной забой, которая ограничивается условиями проветривания по газовому фактору.

4.2 Схема проветривания выемочного участка.

Максимальная возможная нагрузка на очистной забой по газовому фактору [1] рассчитывается по формуле:

где:

Ар – планируемая добыча угля, Ар = 450 т/сут;

qр – относительная метанообильность, м3/т;

Qр – максимальный расход воздуха в очистной выработке (Qоч) или на выемочном участке(Qуч), который может быть использован для разбавления метана до допустимых ПБ норм, м3/мин;

Максимальный расход воздуха рассчитывается по формуле:

где:

Vmax – максимально допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве, м/с;

Fоч – сечение лавы, свободное для прохода воздуха, м2;

kут.в – коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство.

Рассчитывается по формуле (для схемы проветривания 1-М)
:

(для схем проветривания типа 1-В, 2-В и 3В)

где:

m – вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек, м;

f – средневзвешенный коэффициент крепости пород кровли на расстоянии от кровли вынимаемого пласта равном 8m;

Относительная метанообильность (для схем проветривания 2-В и 3-В)

qp = qоч

(для схем проветривания 1 М и 1 В)

qp = qуч

Ожидаемое метановыделение из очистной выработки для схемы 1 М определяем по формуле:

где:

qпл – относительное метановыделение из пласта, м3/т;

kд.пл – коэффициент дегазации пласта kд.пл = 0,3 так как выбрана схема дегазации разрабатываемого пласта скважинами, пробуренными по восстанию из откаточного штрека при столбовой системе разработки;

qв.п – относительное метановыделение из смежных пластов и пропластков, вмещающих пород в выработанное пространство;

kд.в.п – коэффициент дегазации источников метановыделения из выработанного пространства kд.в.п = 0,4 так как выбрана схема дегазации разрабатываемого пласта скважинами, пробуренными над куполами обрушения пород из вентиляционной выработки.

Ожидаемое метановыделение из очистной выработки, и максимально возможную нагрузку на очистной забой по газовому фактору при различных схемах проветривания и при прочих равных условиях приведены в таблице 2.

Таблица 2 – Максимально возможная нагрузка на очистной забой по газовому фактору

Типовая схема проветривания участка Направление движения исходящей струи воздуха Qр, м3/мин qр, м3/т.с.д. Алг, т/сут
1-М На массив 638 8,56 866
1-В На выработанное пространство 708 8,83 1009
2-В На выработанное пространство 708,5 4,45 3160
3-В На выработанное пространство 708,5 4,45 3160

В таблице 2 приняты следующие обозначения: 1, 2, 3 – тип схемы проветривания выемочного участка по степени обособленности разбавления метана по источникам поступления (1 – с последовательным; 2 – с частично обособленным; 3 – с полностью обособленным разбавлением вредностей); М, В – обозначают направление движения исходящей струи из лавы, соответственно, в сторону массива и в сторону выработанного пространства.

Из таблицы 2 видно, что максимально возможная нагрузка на очистной забой по газовому фактору в 3 раза выше при прямоточной схеме проветривания с подсвежением исходящей струи воздуха, чем при возвратноточной схеме проветривания. Это обусловлено тем, что при возвратноточной схеме проветривания максимально допустимая по ПБ концентрация метана на выходе из лавы составляет 1 %, а при прямоточной схеме проветривания с подсвежением исходящей струи воздуха, максимально допустимая по ПБ концентрация метана на выходе из лавы составляет 2 % [3]. Кроме того важную роль играют коэффициенты дегазации пласта и дегазации источников метановыделения из выработанного пространства. Данные коэффициенты влияют на ожидаемое метановыделение в очистную выработку и зависят от принятого способа дегазации.

Вывод

Таким образом, для повышения добычи из лавы необходимо уменьшить простои и применять прогрессивные системы разработки с прямоточной схемой проветривания выемочного участка и подсвежением исходящей струи воздуха.

Список источников

  1. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт: Учебник для всех организации и предприятий угольной промышленности при проектировании и реконструкции угольных шахт, включая строительство / С.В. Янко, С.П. Ткачук, Л.Ф. Баженова, А.И. Бобров, В.Е. Елисеев, Д.В. Еременко, А.Г. Заболотный, Н.Е. Именитов, Б.Н. Иотенко, Д.В. Кузьмин, В.П. Орлик, М.А. Патрушев, Г.М. Суслов – Киев; 1994 - С. 311.
  2. Технологія підземної розробки пластових родовищ корисних копалин: Підручник для ВНЗ. Частина II / Д.В. Дорорхов, В.І. Сивохін, О.С. Подтикалов. Під загальною редакцією Д.В. Дорохова. – 2-е вид., перероб., доповн. та перекл. – Донецьк: ДонНТУ, 2005. – 265с.
  3. Правила безопасности в угольных шахтах. – Х.: Изд. «Форт», 2010. – 256 с.
  4. Комплексная механизация и автоматизация очистных работ в угольных шахтах. Под общей ред. Б. Ф. Братченко. М., «Недра», 1977. – 415с.
  5. Способы отработки выемочных полей. Гусев Ю.В., Самойлов В.Л., Бондаренко Ю.В. – Донецк: ДУНВГО,2002. – 124с.
  6. Правила технической эксплуатации угольных шахт. – М.: Минуглепром Украины, Киев – 2006, 350 с.
  7. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Изд. 4-е, дополнительное. – Л, 1986. – 222 с.
  8. Нагрузки на очистные забои действующих угольных шахт при различных горно-геологических условиях и средствах механизации выемки. – М.: ИГД им. А.А. Скочинского, 1991. – 48 с.
  9. СОУ10.1.00185790.011:2007. Підготовчі виробки на пологих пластах, вибір кріплення, способів і засобів охорони. – К.: Мінвуглепром України, 2007. – 113 с.
  10. Инструкция по безопасному ведению горных работ на пластах, опасным по внезапным выбросам угля, породы и газа М.: МУП СССР, 1989. – 191 с.