Технология подземных горных работ

Министерство образования Российской Федерации

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования



«Сибирский государственный индустриальный университет»







Семенихин А.Я., Любогощев В.И., Златицкая Ю.А.















Технология подземных горных работ 





Учебное пособие для студентов специальностей  060800 - Экономика и управление на предприятии

(горной промышленности и геологоразведки), 

180100 - Электромеханика (в горном производстве), 170101 – «Горные машины и электрооборудование

 подземных разработок», (ДО, ЗО) 

















Новокузнецк 

2003



УДК 622.272 (075)

          С 30





Рецензенты:

Кафедра экологии и естествознания Новокузнецкого филиал- института Кемеровского государственного университета: д.т.н., проф. Сенкус В.В

Профессор ВостНИГРИ: д.т.н., Шрепп Б.В.





. 

Семенихин А.Я.

С 30    Технология подземных горных работ: Учебное пособие / А.Я. Семенихин, В.И. Любогощев, Ю.А. Златицкая. – Новокузнецк: СибГИУ, 2003. - 91 с.

 

Даны краткие теоретические сведения о технологии ведения подземных горных работ охватывающие основные вопросы технологии подземной разработки пластовых месторождений. Рассмотрены основные принципы выбора рационального варианта системы разработки и технологической схемы выемочного участка, приведены расчетные методы определения их параметров и рекомендации к выполнению курсового и дипломного проектов.

Предназначены для студентов специальностей  060800 - Экономика и управление на предприятии (горной промышленности и геологоразведки), 180100 - Электромеханика (в горном производстве), 170101 – «Горные машины и электрооборудование подземных разработок», (ДО, ЗО).



УДК 622.272 (075)





	                                                     © ГОУ ВПО «Сибирский государственный индустриальный университет», 2003

	© Семенихин А.Я. Любогощев В.И., Златицкая Ю.А., 2003







Предисловие

В процессе написания учебного пособия были обобщены результаты многолетних исследований в такой области промышленного производства как горное дело. Задачей дисциплин «Основы горного дела» и «Горное дело» изучения является получение знаний об основных принципах добычи различных полезных ископаемых различными способами.

Целью горнодобывающей промышленности является добыча и первичное обогащение полезных ископаемых, в частности минерального топлива (уголь, горючие сланцы, торф, нефть, природный газ). Ежегодно из недр земли добывается 8 млрд. т энергетического сырья. Развитая горнодобывающая промышленность, играет большое значение в экономике государства, определяет его самостоятельность и обороноспособность. Российская Федерация располагает запасами всех видов минерального сырья. 

Для горнодобывающей промышленности характерны:

• непосредственное влияние на окружающую среду, что обусловливает ряд экологических проблем при освоении месторождений полезных ископаемых;

• постоянное перемещение рабочего места, что предъявляет особые требования к средствам механизации и автоматизации производственных процессов;

• постоянное увеличение глубины горных работ, что обусловливает ухудшение горно-геологических условий разработки, возможность возникновения газодинамических явлений, рост температуры рудничной атмосферы. 

Развитие горной промышленности является следствием научно-технического прогресса. Достаточно полная систематизация знаний о горном деле и металлургии относится к 1556 г., когда в Базеле вышла в свет на латинском языке книга выдающегося ученого и практика Г. Агриколы «О горном деле и металлургии в XII книгах».

Основы научных знаний об образовании минералов, способах ведения горных работ при добыче полезных ископаемых и проветривании рудников заложены в трудах великого русского ученого М.В. Ломоносова: «О движении воздуха в рудниках примеченном» (1745 г.), «О слоях земных» (1763 г) и т.д. Многие российские ученые внесли большой вклад в развитие науки в горном деле: А.И. Узатис создал первый в России курс горного искусства (1843 г.); Б.И. Бокий разработал основы аналитического метода проектирования горных предприятий; акад. A.M. Tepпигорев заложил научно-методические основы механизации горных работ; акад. Л.Д. Шевяков создал теорию проектирования шахт; акад. А.А. Скочинский заложил основы рудничной аэрологии и безопасного ведения горных работ.

Усилиями многих российский ученых, особенно в последние десятилетия, решен ряд важнейших проблем в области подземной и открытой разработки месторождений полезных ископаемых, создания современной техники, улучшения условий труда, а также в области подготовки специалистов для горной промышленности. К ним относятся М.И. Агошков, А.А. Борисов, А.С. Бурчаков, А.В. Докукин, А.И. Ксенофонтова, Г.Д. Лидин, Н.В. Мельников, И.Н. Плаксин, Н.М. Покровский, М.М. Протодьяконов, В.В. Ржевский и др.

Несмотря на значительные достижения области горного дела, большинство учебников были изданы еще в 70х - 80х годах и в последнее время практически не появляется новых учебников и учебных пособий по этой дисциплине и в связи с чем, явный дефицит новой литературы.

Кроме того данное учебное пособие предназначено для студентов специальностей 060800 - Экономика и управление на предприятии (горной промышленности и геологоразведки), 180100 - Электромеханика (в горном производстве), 170101 – «Горные машины и электрооборудование подземных разработок», для которых не существует специальной литературы для освоения дисциплин – «Основы горного дела» и «Горное дело». В то время как эти дисциплины входят в обязательный минимум содержания основной образовательной программы подготовки дипломированных специалистов по данным специальностям.

Главная цель пособия это формирование понятий и навыков по вскрытию, подготовке, технологии разработки пологих и наклонных пластов в  механизированном забое, а также умения обосновывать и рассчитывать основные параметры шахты и выемочных и рассчитывать основные технико-экономические показатели.

	Учебное пособие состоит из двух частей:

первая включает теоретические сведения о технологии ведения подземных горных работ охватывающие основные вопросы технологии подземной разработки пластовых месторождений (средств и способов отработки выемочных участков шахт, отрабатывающих пласты пологого и наклонного падения с применением механизированных комплексов); 

вторая – расчетная и включает основные принципы выбора рационального варианта системы разработки и технологической схемы выемочного участка, приведены расчетные методы расчету их основных количественных параметров показателей в целом по шахте и выемочному участку и рекомендации к выполнению курсовых работ и дипломных проектов. 

В процессе выполнения курсовой работы рекомендуется использовать литературные источники, современные справочные, нормативные и методические материалы и тд.

















Примерное содержание расчетно-пояснительной записки

Введение

Основные параметры шахты

Промышленные запасы шахтного поля

Проектная мощность и срок службы шахты 

Выбор схемы и способа вскрытия шахтного поля.

Выбор схемы и способа подготовки шахтного поля.

Система разработки.

Выбор и обоснование  системы разработки, размеры выемочных полей

Технические средства очистных работ.

Длина очистного забоя.

Нагрузка на очистной забой и проверка нагрузки по фактору проветривания.

Определение числа действующих забоев.

Организация работ в очистном забое и основные технико-экономические показатели работы участка и шахты

Заключение 

Список использованных источников

Исходные данные для разработки курсовой работы

Исходные данные, необходимые для разработки условного или реального пласта при выполнении курсовой работы, принимаются на основе материалов ознакомительной практики или выдаются руководителем этой работы и включают:

размеры выемочного поля по простиранию (S) и падению (Н);

угол падения () и мощность пласта (m);

глубина ведения горных работ (Н1);

объемный вес (), коэффициент крепости угля по М.М. Протодьяконову (f), сопротивляемость угля резанию (А);

устойчивость кровли пласта;

гипсометрия и размокаемость почвы;

сведения о относительной газообильности (qCH4), водообильности, удароопасности и выбросоопасности пласта,  а также другие данные по согласованию с руководителем.

Данные по относительной газообильности (qCH4) пласта выдаются в задании на проектирование. Если qCH4 превышает 15-20 м3/т следует применять дегазацию пласта с коэффициентом дегазации кд = 0,3-0,5 и предусмотреть в проекте соответствующие мероприятия. 

Объем и содержание курсовой работы

Курсовая работа состоит из расчетно-пояснительной записки, включающей вертикальную схему вскрытия, схему подготовки пластов (этажная, панельная, погоризонтная), систему разработки в общем виде принятую для отработки выемочного участка, а также поперечные сечения выработок с принятым видом их крепления.

Схема изображается в виде безмасштабного, можно в аксонометрии, но с соблюдением реальных пропорций чертежа.

Кроме того, на схеме должны быть приведены расположение и наименование всех выработок, а их назначение, формы, размеры поперечных сечений, тип и материалы крепи должны быть приведены в записке.

Расчетно-пояснительная записка выполняется на стандартных листах белой писчей бумаги

теоретические сведения

по основным вопросам технологии подземной разработки пластовых месторождений

.   1.1.  Горное производство и горные предприятия

Полезными ископаемыми называют природные минеральные образования органического или неорганического происхождения, которые могут быть использованы человеком с достаточным экономическим эффектом. Под добычей полезных ископаемых понимают извлечение их из земной коры или гидросферы. В более узком смысле под этим термином понимают количество полезного ископаемого, добываемого в единицу времени. В природе полезные ископаемые встречаются в твердом, жидком и газообразном состоянии.

Существуют следующие способы добычи полезных ископаемых: подземный, открытый, комбинированный, со дна водоемов (озер, морей и океанов), геотехнологический и скважинный. Добычу полезных ископаемых осуществляют горные предприятия.

Горное предприятие — самостоятельная производственная единица, осуществляющая разведку, добычу и обогащение полезных ископаемых. Горное предприятие, осуществляющее добычу и первичное обогащение полезных ископаемых, называется горнодобывающим. Существуют следующие виды горнодобывающих предприятий: шахта, рудник, карьер (разрез), прииск, промысел.

Шахта — горное предприятие, предназначенное для добычи полезных ископаемых подземным способом.

Рудник — горное предприятие, служащее в основном для подземной добычи руд, горно-химического сырья и строительных материалов; Этим понятием иногда пользуются для обозначения нескольких шахт (карьеров), объединенных в единую административно-хозяйственную единицу с централизованным хозяйством.

Карьер — горное предприятие, осуществляющее добычу полезных ископаемых открытым способом. Разрез—карьер по добыче угля.

Прииск — горное предприятие по добыче россыпных месторождений драгоценных металлов (золотой прииск).

Промысел — горное предприятие по добыче жидких и газообразных полезных ископаемых (нефтяной промысел).

Разработкой месторождения называют комплекс работ по вскрытию, подготовке и очистной выемке. Эти работы являются стадиями разработки месторождения. Вскрытие и подготовка осуществляются посредством проведения выработок. Забои проводимых выработок называют подготовительными. Выемку (добычу) полезного ископаемого ведут в очистных забоях, применяя при этом различные способы его разрушения. 

В данном методическом пособии наиболее подробно будет рассмотрена подземная разработка пластовых месторождений угля.

Подземная добыча связана с необходимостью проведения сети подземных горных выработок, по которым добытое полезное ископаемое транспортируют на поверхность (рис. 1.1). При добыче ископаемых углей наиболее распространен механический способ разрушения.

Добытый уголь транспортируют по горным выработкам скребковыми или ленточными конвейерами или в вагонетках электровозами, а также под действием собственного веса по желобам или трубам. На отдельных шахтах применяют гидротранспорт, при котором перемещение угля в потоке воды осуществляется по трубам или желобам. На поверхность полезное ископаемое и пустую породу, поднимают в специальных подъемных устройствах (сосудах) — скипах или клетях. Последние оборудуют под заезд в них шахтных вагонеток. В клетях также осуществляют спуск и подъем людей, оборудования и материалов.





Рисунок 1.1 - Схема угольной шахты: 1, 2, 12—вертикальные выработки; 3, 4, 5, 10, 11 —горизонтальные выработки; 6, 7, 8, 9—наклонные выработки; 13— насосная камера; 14 — очистной забой

Комплекс подъемных машин и оборудования называют шахтным подъемом.

Выданное на поверхность полезное ископаемое размещают на складах и осуществляют отгрузку его потребителям или на обогатительную фабрику.

Для нормального функционирования шахты необходимо осуществлять:

• снабжение горных выработок свежим воздухом. Процесс обеспечения горных выработок и рабочих мест воздухом называется вентиляцией. Поступающая в шахту струя воздуха называется свежей. Свежий воздух при движении по горным выработкам загрязняется выделяющимися газами и пылью. Струя такого воздуха называется исходящей. Контроль за состоянием вентиляции шахты и техники безопасности осуществляет участок вентиляции и техники безопасности;

• удаление поступающей в горные выработки и накапливающейся в водосборнике воды. Система сбора и удаления поступающей в горные выработки воды называется водоотливом. При большой обводненности месторождения осуществляют его осушение;

• снабжение работающих машин и различных установок электро- и пневмоэнергией (сжатым воздухом);

• кондиционирование поступающего в шахту воздуха. Этот процесс осуществляют в глубоких шахтах и рудниках, где температура рудничной атмосферы за счет тепла, выделяющегося из горных пород, обусловливает дискомфортность труда;

• подачу в шахту в зимнее время в районах с суровым климатом подогретого в калориферах воздуха;

• мероприятия по предупреждению газодинамических явлений (внезапных выбросов угля и газа и горных ударов) и эндогенных пожаров;

• контроль за состоянием недр, движением запасов и правильностью ведения горных работ. Его осуществляет маркшейдерская служба. В ее задачи входит ведение горнографической документации;

• контроль за соблюдением правил безопасного ведения горных работ. Его осуществляет горнотехническая инспекция (ГТИ);

• восстановление участков земли, подвергшихся влиянию горных работ. Эти работы называются рекультивацией. Их осуществляют как шахты, так и разрезы.

Поверхность современных шахт представляет собой комплекс зданий и сооружений, обычно сгруппированных в блоки. На поверхности располагаются здания подъемных машин, копры (конструкции для установки шкивов под канаты клетей и скипов и разгрузки последних), эстакады, помещения электроподстанции, механических мастерских, компрессорной, административно-бытового комбината. На поверхности размещаются материальные склады различного назначения.

Для повышения качества добытого полезного ископаемого осуществляют его обогащение. С этой целью строят обогатительную фабрику как для одной, так и группы шахт.

1.2. Формы и элементы залегания полезных ископаемых

По форме залегания месторождения твердых полезных ископаемых подразделяются на правильные и неправильные.

К правильным месторождениям относятся пласты (рис. 1.2) и пластообразные залежи.

Пластом называется плитообразная залежь, имеющая значительное распространение в земной коре и ограниченная двумя более или менее параллельными плоскостями. Весьма тонкие пласты, не разрабатываемые вследствие малой мощности (до 0,4 м), называются прослойками. Плоскости соприкосновения пластов отдельных пород называются плоскостями напластования.

Породы, залегающие над пластом полезного ископаемого, называются кровлей или висячим боком, залегающие ниже пласта — почвой или лежачим боком.

Пласты могут иметь однородное (простое) и сложное строение. Тонкие слои пустой породы, заключенные в пласте, называются прослойками.

Правильную форму залегания обычно имеют месторождения полезных ископаемых осадочного происхождения (уголь, горючие сланцы, различные соли, гипс, марганцевые руды и т.п.).

Часть пласта, выходящая на земную поверхность или находящаяся неглубоко от нее под наносами, называется выходом пласта (под наносы). Пласты угля залегают согласно, если они в земной коре расположены параллельно друг другу. Несколько согласно залегающих пластов составляют свиту.

К неправильным месторождениям относятся жилы, штоки, гнезда, линзы (рис. 1.3). Неправильную форму залегания имеют, как правило, рудные месторождения.

Жилой называется заполненная минеральным веществом трещина в земной коре. Жилы бывают простые и сложные. Ответвления от жил называют апофизами.

Такие формы залегания, как штоки, линзы, гнезда, представляют собой полости в земной коре, заполненные минеральным веществом. Они отличаются друг от друга формой и размерами. Такую форму залегания имеют месторождения железных, медных, полиметаллических и других руд.







Рисунок 1.2 - Строение пластов: а — простое; б — сложное

Пласты горных пород в период образования залегали более или менее горизонтально, но под действием тектонических (горообразовательных) процессов, протекавших в земной коре, первоначальное залегание пород нарушалось в той или иной степени. В некоторых районах пласты оказались собранными в складки. Они могут занимать любое положение в земной коре.

Нарушения нормального залегания пластов называются дислокациями. Дислокации без разрыва сплошности называются пликативными, с разрывом сплошности — дизъюнктивными. 



Рисунок 1.3 - Формы залегания рудных тел: а —жила; б—шток; в—линзы; г—гнезда

К пликативным нарушениям относятся утолщения и утонения пластов, а также складчатость (рис. 1.4).

Складка, обращенная выпуклостью вниз, называется синклиналью, а выпуклостью вверх — антиклиналью.

К дизъюнктивным нарушениям относятся сбросы, взбросы, надвиги и др. (рис. 1.5).

Положение пластов в земной коре определяется элементами их залегания. К ним относятся простирание и падение пластов.

Протяжение пласта в длину называется простиранием. Линия пересечения пласта с горизонтальной плоскостью называется линией простирания (рис. 1.6). 

Направление простирания пласта определяется углом, который составляет линия простирания с меридианом.

Линия, лежащая в плоскости пласта перпендикулярно линии простирания, называется линией падения, а само направление этой линии— падением пласта.

Угол, который составляет линия падения пласта с горизонтальной плоскостью, называется углом падения пласта. В зависимости от формы залегания и способа разработки полезных ископаемых их делят на горизонтальные, пологие, крутонаклонные и крутые (табл. 1.1).

Различие классификаций объясняется особенностями технологии и механизации разработки залежи полезного ископаемого.

Мощность пласта или иной залежи как элемент залегания представляет собой расстояние по нормали между кровлей и почвой. Такую мощность т называют истинной, или нормальной. Расстояние между кровлей и почвой, измеряемое по горизонтали, называют горизонтальной мощностью, а по вертикали — вертикальной мощностью. 

Поскольку в пределах залежи полезного ископаемого мощность ее, как правило, изменяется, поэтому на практике употребляют термин — средняя мощность. Так как пласты, например, угля, нередко имеют сложное строение, то различают полезную (без прослойков) и полную (с прослойками) мощность. При разработке угольных месторождений иногда вынимают только часть мощности пласта, которую называют вынимаемой мощностью. 

Различают также минимальную мощность пласта. Минимальная мощность, при которой разработка пласта целесообразна, называется рабочей мощностью.

Классификация угольных пластов и рудных залежей по нормальной мощности представлена в табл. 1.2.





	Рисунок 1.4 - Складчатость месторождения





	Рисунок 1.5 - Дизъюнктивные нарушения: а—сброс; б — взброс





	

	Рисунок 1.6 - Элементы залегания пласта



Таблица 1.1 - Классификация залежей полезных ископаемых по углу падения

Тип пласта (залежи)

по углу падения

Угол падения, градус



угольных пластов

рудных

месторождений





при подземной

разработке

при открытой

разработке



Горизонтальный

—

0

0

Пологий

0—18

До 10

До 25

Наклонный

19—35

10—30

25—45

Крутонаклонный

36—55

—

—

Крутой

>56

>30

>45



      Таблица 1.2 - Классификация залежей полезных ископаемых по мощности

Тип пласта (залежи)

по мощности

Мощность, м



угольных пластов

рудных 

месторождений



при подземной разработке

при открытой разработке







горизонтальные и пологие

наклонные и крутые



Весьма

 тонкий

До 0,7

—

—

До 0,6

Весьма малой

мощности

—

До 3-5

До 15-25

—

Тонкий

0,71—1,2

—

—

0,6—2,0

Малой 

мощности

—

6—20

25—75

—

Средней мощности

1,21—3,5

20—40

75—100

2—5

Мощный

>3,5

—

—

5—20

Весьма

 мощный

—

—

—

>20

Большой мощности

—

>40

>100

—

Различие классификаций также обусловлено особенностями технологии и способа разработки.

Элементы залегания пластовых месторождений являются более или менее выдержанными. Для рудных тел они изменяются, как правило, в широких пределах.

1.3.  Понятие о запасах и потерях полезных ископаемых при разработке

Количество полезного ископаемого, заключенное в недрах его месторождения, называется запасами (т, м3).

Общие запасы месторождения или его части называются геологическими. По значению в народном хозяйстве они подразделяются на балансовые и забалансовые. Следовательно,

 = +,			 (1.1)

Балансовые запасы — разведанные и изученные запасы, использование которых экономически целесообразно и которые должны удовлетворять требованиям, устанавливаемым для подсчета запасов в недрах данного месторождения.

Забалансовые запасы — разведанные и изученные запасы, использование которых экономически нецелесообразно при современном уровне техники и технологии добычи (малое количество, малая мощность, высокая зольность, сложность залегания и пр.).

Балансовые запасы подразделяются на промышленные и потери, т.е.

 = + .		      (1.2)

Промышленные запасы — часть балансовых запасов, подлежащая извлечению и выдаче на поверхность. Отношение промышленных запасов к балансовым называют коэффициентом извлечения С. Следовательно,

С =   / .			 (1.3)

Потери — часть балансовых запасов, остающаяся в недрах при их разработке. Отношение потерь к балансовым запасам называют коэффициентом, т.е.

=  /  . 			(1.4)

Вполне очевидно, что С +  = 1.

Избежать потерь полезного ископаемого при разработке практически невозможно. Их величина зависит от экономических, геологических и технических факторов. Основными из них являются: мощность и угол падения, наличие охраняемых объектов на поверхности месторождения, сложность залегания, применяемая техника и технология добычи и др. Осуществление мероприятий по снижению потерь нередко связано с дополнительными затратами, что влечет за собой удорожание добычи.

Фактический уровень потерь для различных месторождений колеблется в широких пределах. Например, на угольных месторождениях с пологими и наклонными пластами средней мощности потери достигают 10—15 %, с мощными крутонаклонными и крутыми — 25—30 % и более.

1.4. Стадии разработки месторождений

Добыча твердых полезных ископаемых подземным способом осуществляется в три стадии: вскрытие, подготовка и очистные работы. В совокупности эти стадии называют разработкой полезных ископаемых.

Вскрытием называют проведение горных выработок, обеспечивающих доступ с поверхности земли к залежи полезного ископаемого. Выработки, проводимые на этой стадии, называют вскрывающими. На каждой действующей шахте должно быть не менее двух выходов на поверхность (требование параграфа 76 Правил безопасности в угольных шахтах), приспособленных для передвижения (перевозки) людей. Поэтому шахта должна иметь не менее двух вскрывающих выработок с непосредственным выходом на земную поверхность. Сеть вскрывающих выработок должна обеспечивать надежную транспортную связь между угольными пластами и поверхностью, подачу в шахту свежей, и выход на поверхность исходящей струи воздуха, удаление шахтных вод и подачу электро- и пневмоэнергии к работающим машинам.

Вскрывающими выработками являются стволы, штольни, квершлаги, слепые стволы, гезенки и шурфы.

После того как месторождение вскрыто, приступают к подготовке пластов к очистным работам. Под подготовкой понимают проведение комплекса горных выработок, обеспечивающих возможность начала очистных работ. В отличие от вскрытия вторая стадия разработки — подготовка осуществляется весь период отработки запасов угля в шахтном поле, поскольку выемку пластов ведут последовательно в отдельных их частях. Различают подготовленные и готовые к выемке запасы. Подготовленными называются такие запасы, для отработки которых проведены основные подготавливающие выработки (пластовые или полевые штреки, бремсберги, уклоны, скаты), готовыми к выемке — запасы, для отработки которых проведены необходимые подготовительно-нарезные выработки (ярусные или подэтажные штреки и разрезные печи) и подготовлено оборудование, позволяющее начать очистные работы. Таким образом, задачей подготовки является своевременное обеспечение шахты фронтом очистных работ.

Сеть подготавливающих выработок должна обеспечить доставку полезного ископаемого до горизонтальных откаточных выработок, транспортирование материалов и оборудования, пропуск необходимого количества воздуха для проветривания очистных забоев.

Очистные работы являются третьей, основной стадией разработки месторождения полезного ископаемого. Период ведения очистных работ на шахте называют эксплуатацией месторождения. Технология и механизация очистных работ в значительной мере оказывают влияние на эффективность разработки месторождения.

Вскрытие, подготовка и очистная выемка, обусловливающие транспортирование полезного ископаемого от очистного забоя до поверхности, проветривание горных выработок, включая поверхностный комплекс, формируют технологическую схему шахты.

1.5.  Производственная мощность и срок службы шахты

Производственная мощность и срок службы являются основными количественными характеристиками, определяющими тип шахты. Производственная мощность шахты предопределяет не только количественные параметры всего технологического комплекса, но и основные технико-экономические показатели работы шахты.

Производственной мощностью шахты называется количество полезного ископаемого в тоннах, добываемого в единицу времени (сутки, гор). Различают проектную и фактическую производственную мощность шахты.

Срок службы (существования) шахты равен периоду, в течение которого отрабатываются промышленные запасы угля в пределах шахтного поля.

Между промышленными запасами, годовой производственной мощностью шахты  и сроком ее службы  существует следующая зависимость:

	 = .                                           (1.5)

При правильной конфигурации шахтного поля промышленные запасы угля в шахтном поле определяются по формуле

, 				 (1.6)

где  S — размер шахтного поля по простиранию, м; 

Н—размер шахтного поля по падению, м; 

 — суммарная производительность рабочих пластов в шахтном поле, т/м2;

 — общий коэффициент извлечения угля в шахтном поле.

Суммарная производительность пластов в шахтном поле равна

 = m 11 + m2 2 + …+ , 	        (1.7)

где     — мощности рабочих пластов в шахтном поле, м; 

 — плотность угля соответствующих пластов, т/м3.

Определение производственной мощности шахты является одной из важнейших задач при ее проектировании. Окончательно рекомендуется принимать типовое значение производственной мощности шахты из следующего ряда: 0,9; 1,2; 1,5; 1,8; 2,4; 3,0; 3,6; 4,5; 6,0 млн.т в год.

Расчетный срок службы шахты мощностью более 1,8 млн.т в год рекомендуется принимать не менее 50—60 лет.

Полный срок службы шахты  будет несколько больше расчетного за счет времени освоения проектной мощности и ее затухания к концу отработки запасов:

 = + , 				(1.8)

 где  — срок освоения проектной мощности шахты (принимается в зависимости от мощности равным 2—3 годам); 

 — срок затухания добычи к концу отработки запасов (принимается также равным 2—3 годам).

Между годовой  и суточной  мощностями шахты существует следующая зависимость:

= 300,  			   (1.9)

где 300 — число рабочих дней шахты в году.

Для обеспечения установленной производственной мощности шахты необходимо иметь соответствующую линию очистных забоев, под которой понимают суммарную длину всех очистных забоев на шахте.

Следовательно, число очистных забоев , обеспечивающих заданную мощность, можно определить по формуле 

= , 			(1.10)

где    — суммарная длина очистных забоев по шахте, м; 

— длина очистного забоя, м.

Вполне очевидно, что число действующих очистных забоев по шахте не может быть дробным. Поэтому окончательно принимают целое число забоев.

Для обеспечения стабильной добычи угля по шахте рекомендуется кроме действующих иметь резервные и резервно-действующие очистные забои. Резервно-действующие забои работают неполное число рабочих смен в сутки. Они предназначены для восполнения потерь добычи угля из действующих забоев при простое последних.

1.6.  Шахтное поле и деление его на части

Шахтным полем называется часть угольного месторождения, отводимая для разработки одной шахте (рис. 1.7). Параметрами шахтного поля являются размеры по простиранию S и падению Н. Шахтное поле, имеет границы по восстанию, падению и простиранию.

Границы шахтного поля могут быть фиксированными и условными.

Форма шахтных полей может быть различной и зависит от горно-геологических условий залегания угольных пластов. При выдержанных элементах залегания угольных пластов, к которым относятся угол падения и направление простирания, и отсутствии геологических нарушений шахтное поле имеет прямоугольную форму, наиболее удобную для разработки. В других случаях шахтное поле принимает форму, соответствующую форме залегания месторождения или его части.

При составлении планов шахтное поле с пологими пластами изображают, как правило, в проекции на горизонтальную плоскость, с крутыми — на вертикальную плоскость. Отдельные участки шахтного поля изображают в плоскости пласта.



               



Рисунок 1.7 - Шахтное поле: АБ — граница по восстанию; ВГ — Граница по падению; АВ, БГ— границы по простиранию 

Размеры полей угольных шахт колеблются в широких пределах. На пологих пластах они составляют 3—10 км по простиранию и до 2—3 км по падению. При наличии в шахтном поле мощных крутых пластов — 3—4 км по простиранию и до 0,5—0,7км по падению.

Поскольку поля современных шахт имеют значительные размеры, как по простиранию, так и по падению, то отработка их осуществляется частями в определенной последовательности. Этим обеспечивается концентрация очистных и подготовительных работ.

В целях удобства и обеспечения системного характера отработки шахтное поле разделяют на транспортные горизонты, выемочные ступени, крылья, этажи, панели, блоки, выемочные поля, столбы и полосы.

Прежде всего, шахтное поле по падению разделяют горизонтальными плоскостями на транспортные горизонты. Транспортные горизонты — это комплекс вскрывающих и подготавливающих выработок и выработок околоствольного двора, располагаемых на одном уровне и служащих для транспортирования угля к стволу (штольне), а также материалов и оборудования от ствола (штольни). Нередко в условиях пологого падения шахта имеет один транспортный горизонт. В этом случае он делит шахтное поле на две части (выемочные ступени) — бремсберговую и уклонную, в пределах которых уголь поступает на транспортный горизонт соответственно сверху вниз или снизу вверх. При наличии нескольких транспортных горизонтов каждый из них может иметь ствол, бремсберговую и уклонную части. В этом случае часть шахтного поля, заключенная между двумя соседними транспортными горизонтами, может являться уклонной для верхнего и бремсберговой для нижнего.

Выемочная ступень — часть шахтного поля, ограниченная по простиранию границами шахтного поля, а по падению смежными транспортными горизонтами или границей шахтного поля и транспортным горизонтом. Высота ступени по вертикали равна разности отметок смежных транспортных горизонтов. На пологих и наклонных пластах наклонную высоту ступени (бремсберговой или уклонной части) принимают равной 1000—1200 м и более.

По простиранию шахтное поле делят на крылья. Крыло — часть шахтного поля, расположенная по одну сторону от главного ствола или какой-либо другой вскрывающей выработки. Шахтные поля бывают двукрылые и однокрылые. Если главный ствол расположен в центре шахтного поля по простиранию, то такое шахтное поле является двукрылым. Наиболее распространены двукрылые шахтные поля, так как в этом случае при прочих равных условиях снижаются затраты на транспорт полезного ископаемого, поддержание горных выработок и проветривание. Как правило, угольные пласты в крыльях разрабатывают одновременно. Однокрылые шахтные поля обусловлены особым рельефом поверхности или наличием наземных объектов, исключающих возможность заложения главного ствола посередине шахтного поля. Часть пласта (шахтопласта) в пределах выемочной ступени делят на этажи или панели.

Шахтопласт — часть пласта как обширной залежи полезного ископаемого в пределах шахтного поля.

Этаж (рис. 1.8,а)  — часть шахтопласта, вытянутая по простиранию и ограниченная по падению и восстанию этажными откаточным и вентиляционным штреками. Расстояние между верхней и нижней границами этажа по падению называется наклонной высотой этажа, расстояние по вертикали — вертикальной высотой этажа. Следовательно,



где    — наклонная высота этажа, м; 

 — вертикальная высота этажа, м; 

  — угол падения пласта, град.

При пологом и наклонном залегании пластов в одной выемочной ступени может размещаться несколько этажей; при крутонаклонном и крутом залегании каждый этаж является выемочной ступенью.

Отличительным признаком этажа на пологих наклонных пластах является наличие капитального бремсберга (уклона) и этажных штреков, проводимых от этого бремсберга (уклона). Деление на этажи применяют при углах падения более 10°, а на крутых и крутонаклонных пластах —только на этажи.

При значительной наклонной высоте этажа, когда в пределах его по падению предполагается иметь несколько очистных забоев, он может быть разделен подэтажными (промежуточными) штреками на подэтажи. В этом случае возникает необходимость проведения участковых бремсбергов (уклонов) или скатов в зависимости от угла падения пластов. Следовательно, возникает необходимость деления этажа по простиранию на более мелкие части — выемочные поля.

 Выемочное поле — часть этажа по простиранию, в пределах которой разработка пласта осуществляется на один участковый бремсберг, уклон, скат или промежуточный квершлаг. Если очистные забои располагаются с обеих сторон от наклонной участковой выработки, то такое выемочное поле называют двусторонним (двукрылым), если с одной стороны — то односторонним (однокрылым). Размер выемочного поля по простиранию равен 400—600 м. 

На пологих и частично наклонных до 20—25° пластах выемочную ступень по простиранию делят на панели (рис. 1.8,б). Панель — часть шахтопласта, ограниченная по падению границей шахтного поля и транспортным горизонтом или двумя смежными транспортными горизонтами, а по простиранию — границей шахтного поля и условной границей с другой панелью или двумя такими границами.





Рисунок 1.8 - Деление шахтного поля на части: 1 — воздухоподающий ствол; 2 — вентиляционный ствол; 3 — главный откаточный штрек; 4 — бремсберг с ходком; 5 — капитальный уклон с ходком; о — панельный бремсберг с ходками; 7 —панельный уклон с ходками

Каждая панель обслуживается самостоятельными транспортными и вспомогательными наклонными выработками. Эти выработки называют панельными. Один транспортный горизонт, как правило, обслуживает несколько панелей. Если уголь в пределах панели транспортируют сверху вниз, то такая панель называется бремсберговой, если снизу вверх — уклонной. Бремсберги и уклоны соответственно называют панельными. Каждая панель представляет собой выемочное поле. По аналогии с выемочным полем панель может быть двукрылой (двусторонней) и однокрылой (односторонней). Размер двусторонней панели по простиранию составляет 1500—2000 м и имеет тенденцию к увеличению.

Панели делят по падению на более мелкие части — ярусы. Ярус — одновременно разрабатываемая часть панели. Он ограничен по простиранию границами панели, а по падению ярусными конвейерным и вентиляционным штреками. Иногда ярус делят на подъярусы.

Деление на панели применяют при больших размерах шахтного поля по простиранию и большой производственной мощности шахты.

При делении шахтного поля на зтажи и панели очистные забои, как правило, располагаются по падению, а перемещаются по простиранию пласта.

На пластах с углами падения до 10—12° и значительным расстоянием по падению между транспортными горизонтами выемочные ступени делят на столбы, вытянутые по падению или восстанию (рис. 1.8,в). В этом случае очистной забой располагается по простиранию, а перемещается по падению или восстанию пласта.

При значительных размерах по простиранию (8—10 км) и большой производственной мощности, когда не обеспечивается проветривание через один воздухоподающий ствол, шахтное поле по простиранию делят на блоки (рис. 1.8,г). Блок — часть шахтного поля, имеющая сеть воздухопроводящих выработок, обеспечивающую независимое проветривание. Она характеризуется самостоятельным комплексом горных работ. На пологих и наклонных пластах каждый блок имеет воздухоподающий и вентиляционные стволы, используемые для самостоятельного секционного проветривания своих выработок и вспомогательных транспортных операций. Таких блоков в пределах шахтного поля может быть несколько. Шахта, построенная по такому принципу, имеет общий главный ствол, по которому осуществляется выдача угля на поверхность. Все блоки шахтного поля имеют один общий транспортный горизонт. Размер блока по простиранию равен 3—4 км. На пологих пластах в пределах блока могут быть размещены одна или две панели. Характерным представителем является шахта «Распадская».

При групповой подготовке, применяемой при разработке мощных крутых пластов, блоком считают свиту пластов в пределах части этажа, ограниченную смежными промежуточными квершлагами, проводимыми с полевого штрека.

	1.7. Порядок отработки частей шахтного поля

Отработка этажей в шахтном поле и ярусов в панели может осуществляться как в нисходящем (сверху вниз), так и в восходящем (снизу вверх) порядке. В основном распространен нисходящий порядок отработки, особенно на шахтах с высокой газоносностью. В отдельных случаях при согласовании с органами госгортехнадзора применяют восходящий порядок отработки, например при большом водопритоке и на негазовых шахтах.

Этажи в шахтном поле или ярусы в панели можно отрабатывать прямым или обратным ходом. Рассмотрим простейший случай, когда в пределах яруса или этажа размещается один очистной забой (рис. 1.9): варианты лава-этаж или лава-ярус.

Если отработка ведется в направлении от ствола к границам шахтного поля по простиранию, то это прямой порядок (ход), в противоположном направлении — обратный. При обратном порядке отработки должны быть предварительно пройдены все подготовительные выработки.



Рисунок 1.9 - Схемы прямого (а) и обратного (б) порядка отработки крыла шахтного поля: 1 — бремсберг; 2 — ходок, 3 — разрезная печь; 4 — вентиляционный штрек; 5 — бутовая полоса, б—откаточный штрек

Прямой порядок отработки по сравнению с обратным имеет следующие преимущества: более короткий срок подготовки очистных забоев, отсутствие предварительных затрат на проведение штреков значительной протяженности.

Достоинства обратного порядка отработки заключаются в следующем: снижаются затраты на поддержание этажных или ярусных штреков; возможно устранение утечек через выработанное пространство свежей струи воздуха; достигается независимость очистных работ от подготовительных; осуществляется доразведка условий залегания угольного пласта.

При делении шахтопласта на этажи, а их, в свою очередь, — на выемочные поля, последние могут отрабатываться прямым и обратным ходом. Преобладает прямой порядок отработки выемочных полей, а в пределах выемочного поля — обратный.

При делении шахтопласта на панели их в бремсберговой ступени отрабатывают последовательно от ствола к границам по простиранию. Это позволяет уменьшить объем работ по проведению главных штреков при подготовке первых панелей. Панели в уклонной ступени нецелесообразно отрабатывать в обратном направлении, то есть от границ шахтного поля, погашая при этом главные штреки. Отработка ярусов в панели осуществляется, как правило, обратным ходом.

1.8. Общая характеристика вскрытия пластовых

 месторождений 

При описании вскрытия пластовых месторождений принято различать способ и схему вскрытия, в основу которых положено наличие основной и дополнительной вскрывающих выработок.

Способ вскрытия — совокупность основных вскрывающих выработок в шахтном поле относительно транспортного горизонта с учетом их функционального назначения. Различают четыре способа вскрытия: вертикальными стволами, наклонными стволами, штольнями и комбинированный, представляющий сочетание первых двух или трех способов.

Схема вскрытия — пространственное расположение сети основных и дополнительных вскрывающих выработок в шахтном поле. Различают следующие основные схемы вскрытия:

• по числу транспортных горизонтов — одногоризонтные и многогоризонтные. В первом случае шахтное поле отрабатывают с одного транспортного горизонта, что исключает углубку шахтных стволов, во втором — с проведением вскрывающих выработок на двух и более горизонтах, что вызывает необходимость углубки стволов;

• по типу дополнительных вскрывающих выработок — без дополнительных вскрывающих выработок; с квершлагами (капитальными, горизонтными, этажными); с гезенками (капитальным и этажным); со слепыми стволами.

Кроме перечисленных схем вскрытия встречаются многие их разновидности.

На выбор способов и схем вскрытия оказывают влияние следующие факторы: размеры шахтного поля; угол падения, мощность и число пластов в шахтном поле; расстояние между пластами; мощность наносов или непродуктивной толщи; рельеф поверхности; глубина разработки; нарушенность месторождения; свойства вмещающих пород; газоносность, выбросоопасность и удароопасность угольных пластов; обводненность месторождения; склонность угля к самовозгоранию; производственная мощность и срок службы шахты; уровень развития горнодобывающей техники; возможность постоянного воспроизводства подготовительных и готовых к выемке запасов; надежность вентиляции и др.

Основными требованиями при выборе схемы вскрытия являются: минимальный объем вскрывающих горных выработок;

Выбор схемы вскрытия месторождения является одной из важнейших задач при проектировании шахты. Окончательно выбирается та схема, которая в большей мере отвечает условиям данного месторождения и удовлетворяет принятым критериям..

1.9. Вскрытие пластовых месторождений 

1.9. 1. Вскрытие одиночных пластов 

При наличии в шахтном поле одного пласта применяют вскрытие без дополнительных вскрывающих выработок, ограничиваясь проходкой только шахтных стволов.

На рис. 1.10 представлено вскрытие одиночного пласта вертикальными стволами с расположением околоствольного двора в лежачем боку пласта. На горизонте околоствольного двора откаточным штреком шахтное поле по падению разделено на две ступени: бремсберговую и уклонную. При делении на панели, как показано на рисунке, от откаточного штрека проводят панельные бремсберги с ходками, а в уклонной части — панельные уклоны. Показан обратный порядок ведения очистных работ в пределах панели.

При делении на этажи необходимо было бы провести капитальный бремсберг с ходком, а в уклонной части — капитальный уклон.

Уголь от очистного забоя по конвейерному штреку поступает на панельный бремсберг, затем на откаточный штрек, далее — к околоствольному двору. По главному стволу уголь в скипах выдается на поверхность. Из уклонной части уголь выдается на откаточный горизонт по панельному уклону.

Свежий воздух в шахту поступает по вспомогательному стволу, затем по сети воздухопроводящих выработок (откаточный штрек, бремсберг (ходок), конвейерный штрек) поступает в очистной забой. Исходящая струя от забоя по вентиляционному штреку поступает на один из ходков бремсберга, а затем по шурфу на поверхность.



Рисунок 1.10 - Вскрытие одиночного пласта вертикальными стволами: а — разрез вкрест простирания; б — разрез в плоскости пласта; 1 — главный ствол; 2 — вспомогательный ствол; 3 — шурф; 4 — панельные бремсберги с ходками; 5 — околоствольный двор; 6 — откаточный штрек

Наиболее простым для одиночного пологого пласта является вскрытие наклонными стволами (рис. 1.11). Обычно проходят несколько параллельных друг другу стволов: один из них является главным, остальные — вспомогательными. Большей частью их проводят по пласту полезного ископаемого. Расстояние между главным и вспомогательными стволами принимается равным не менее 40 м.

При таком вскрытии и незначительных размерах шахтного поля по простиранию шахтопласт делят на этажи. Стволы проходят до отметки первого этажа. После этого начинаются подготовительные работы в этаже. Отработка крыльев шахтного поля может осуществляться как прямым, так и обратным ходом. В первом случае объем подготовительных работ до начала очистной выемки минимальный. На схеме показан обратный порядок отработки.

До окончания очистных работ в первом этаже осуществляют проходку стволов до отметки второго этажа, где вновь осуществляют подготовку очистных забоев.

Свежая струя воздуха по одному из стволов поступает в околоствольный двор, где разделяется на оба крыла шахтного поля. Из откаточных (конвейерных) штреков воздух направляется в очистные забои, далее через вентиляционный штрек и ствол на поверхность.



Рисунок 1.11 - Вскрытие пологого пласта наклонными стволами: а—разрез вкрест простирания; б—разрез в плоскости пласта; 1, 3—вспомогательные стволы; 2 — главный ствол; 4 — этажный вентиляционный штрек; 5 — просек; 6 — этажный откаточный штрек; 7— околоствольный двор

Вскрытие наклонными стволами требует меньших капитальных затрат, чем вскрытие вертикальными стволами, позволяет быстрее начать очистные работы и осуществить полную конвейеризацию транспорта полезного ископаемого от очистного забоя до поверхности. Этот способ вскрытия целесообразно применять при освоении месторождений с пологими или наклонными пластами, залегающими близко к поверхности, например при строительстве опытно-промышленных участков Ерунаковского геолого-промышленного района.

1.9. 2. Вскрытие пологих и наклонных пластов вертикальными стволами 

Наиболее распространенным на пологих и частично наклонных пластах является вскрытие вертикальными стволами с капитальным квершлагом (рис. 1.12). Это одногоризонтное вскрытие. Его сущность заключается в том, что шахтное поле по падению транспортным горизонтом делится на две выемочные ступени — бремсберговую и уклонную. Стволы (главный и вспомогательный), располагаемые на одной общей промплощадке, проходят до отметки транспортного горизонта, а непосредственное вскрытие пластов осуществляется капитальным квершлагом, проведенным от околоствольного двора.

Сначала отрабатывают пласты бремсберговой части, затем — уклонной. Свежий воздух в шахту поступает по вспомогательному стволу в выработки транспортного горизонта. При отработке бремсберговой ступени он по ходкам бремсбергов поступает в ярусные конвейерные штреки, затем — в очистные забои, далее по цепи вентиляционных выработок — на поверхность. При отработке уклонной ступени воздух для проветривания поступает по одному из ходков, далее, пройдя по цепи воздухопроводящих выработок, исходящая струя по другому ходку поднимается вверх, к транспортному горизонту. Для выдачи исходящей струи на поверхность необходимо иметь специальные вентиляционные выработки (штреки, квершлаг, шурфы и др.).



Рисунок 1.12 - Вскрытие вертикальными стволами с капитальным квершлагом: а — разрез вкрест простирания; б — план транспортного горизонта; 1 — главный ствол; 2—вспомогательный ствол; 3—капитальный квершлаг; 4—главный штрек; 5—шурф

Доставка угля как с бремсберговой, так и с уклонной ступени осуществляется на общий транспортный горизонт. Капитальный квершлаг, пройденный на этом горизонте, служит весь срок отработки запасов шахтного поля. В пределах выемочных ступеней шахтопласт может быть разделен как на панели, так и на этажи. Деление на панели является наиболее распространенным.

Рассматриваемая схема вскрытия применяется преимущественно на пологих пластах и размерах шахтного поля по падению до 2—2,5 км. При очень пологих пластах (до 8°), когда горизонтальные квершлаги становятся слишком длинными, их заменяют наклонными квершлагами или гезенками.

Достоинствами вскрытия вертикальными стволами с капитальным квершлагом являются его простота, большой срок службы транспортного горизонта и, главное, отсутствие необходимости углубки стволов во время эксплуатации шахты. Наличие уклонной ступени, осложняющее ее проветривание и транспортное обслуживание, необходимость участкового водоотлива в уклонах, утечки воздуха между уклоном и ходками являются недостатками этой схемы вскрытия. Поэтому целесообразным следует считать осуществление восходящего проветривания уклонных ступеней через воздухоподающий ствол (скважину) и квершлаг, пройденный по нижней границе шахтного поля. Такой принцип проветривания заложен в проекте шахты «Анжерская-Южная».

При тех же углах падения, при которых применяется предыдущая схема, но при больших размерах шахтного поля по падению (от 2,5 до 4 км) осуществляют вскрытие вертикальными стволами с горизонтальными квершлагами (рис. 1.13). Сущность этой схемы вскрытия состоит в том, что шахтное поле делят по линии падения на выемочные ступени путем последовательной углубки стволов и проведения на каждом транспортном горизонте горизонтных квершлагов. Сначала стволы проходят до отметки первого горизонта, на котором пласты непосредственно вскрывают квершлагом. На него отрабатывают запасы бремсберговой части в том же порядке, как и в предыдущей схеме. По мере отработки запасов стволы углубляют до второго горизонта, где вновь проходят горизонтный квершлаг. При отработке запасов второго горизонта квершлаг первого горизонта является вентиляционным. Отработка запасов может производиться как бремсберговым, так и частично уклонными полями.

Проветривание горных выработок и транспорт полезного ископаемого осуществляются так же, как при отработке бремсберговой ступени в предыдущей схеме.

По сравнению с предыдущей схемой вскрытие вертикальными стволами с горизонтными квершлагами имеет следующие достоинства: возможность отработки запасов бремсберговыми полями, проще схема проветривания, возможность обновления горного хозяйства шахты при переходе на новый горизонт.

Недостатки — меньший срок службы транспортного горизонта, необходимость углубки шахтных стволов и замены подъемных машин, увеличение капитальных затрат.



Рисунок 1.13 - Вскрытие вертикальными стволами с горизонтальными квершлагами: 1 — главный ствол; 2 — вспомогательный ствол; 3 — горизонтный квершлаг; 4 —главный штрек

Рассмотренные схемы вскрытия пологих пластов с вертикальными стволами наиболее распространены по сравнению с другими схемами, к которым относятся вскрытие вертикальными стволами с этажными квершлагами, вертикальными стволами с капитальными или этажными гезенками (на пластах с углами падения до 8°) и др.

1.9. 3. Вскрытие крутонаклонных и крутых пластов 

При наличии в шахтном поле крутонаклонных и крутых пластов применяют вскрытие вертикальными стволами с этажными квершлагами (рис. 1.14). Стволы во избежание потерь угля в охранных целиках под промплощадкой располагают в лежачем боку свиты. В этом случае стволы не будут подвергаться деформациям под влиянием очистных работ.

При этой схеме вскрытие запасов угля проводится через 100—120 м по вертикали. Указанная высота считается в настоящее время оптимальной. Стволы проходят до отметки транспортного горизонта первого этажа, где сооружается околоствольный двор. От околоствольного двора проводят этажный квершлаг, непосредственно подсекающий угольные пласты. По мере отработки первого этажа стволы углубляют до второго горизонта и так далее.

При групповой подготовке от квершлага проводят полевой штрек, который в каждом выемочном поле (блоке) имеет выход к пластам посредством проведения промежуточных квершлагов.



Рисунок 1.14 - Вскрытие вертикальными стволами с этажными квершлагами: 1 — главный ствол; 2 — вспомогательный ствол; 3—пластовые откаточные штреки; 4— этажные квершлаги; 5 — полевые штреки; 6 —шурф

Уголь из очистных забоев по участковым выработкам поступает на откаточный горизонт, затем рельсовым транспортом к околоствольному двору, откуда по скиповому стволу выдается на поверхность.

Свежий воздух поступает в шахту по вспомогательному стволу, оборудованному одно- или двуклетевым подъемом, на транспортный горизонт и далее по этажному квершлагу, полевому штреку, промежуточному квершлагу, пластовым штрекам на выемочные участки. Исходящая струя по вентиляционным выработкам (бывшим откаточным) поступает либо к вентиляционным стволам на флангах шахтного поля, либо через скиповой ствол в центре выдается на поверхность. При отработке первого этажа исходящая струя выдается через вентиляционные штреки и шурфы.

На некоторых шахтах для подготовки нового горизонта проходят третий вертикальный ствол, располагаемый на той же промплощадке. Он называется породоуглубочным. Предназначен также и для других целей, например проветривания.

Достоинствами вскрытия вертикальными стволами с этажными квершлагами являются более простые схемы транспорта и проветривания. К недостаткам следует отнести небольшой срок службы этажа и необходимость частой углубки стволов, оборудование околоствольных дворов на каждом горизонте и др.

1.9. 4. Вскрытие свиты пластов наклонными  стволами 

Вскрытие наклонными стволами может применяться при любых углах падения пластов. Угол наклона стволов зависит от вида транспорта полезного ископаемого по наклонному стволу: до 18° используют ленточные конвейеры, при 19—25°— вагонетки, более 26°— скипы. Наиболее прогрессивным видом транспорта по наклонному стволу является конвейерный, обеспечивающий возможность непрерывного транспортирования угля от забоя до поверхности. Стволы проводят по нижнему пласту вскрываемой свиты или в устойчивых породах лежащего бока. 

Параллельно друг другу проводят несколько стволов: один из них главный, остальные — вспомогательные. Стволы по пластам полезного ископаемого проводят на некрупных шахтах, с тонкими пластами и средней мощности, с углями, не склонными к самовозгоранию.



Рисунок 1.15 - Вскрытие наклонными стволами с капитальным квершлагом: 1 — главный ствол; 2 — вспомогательный ствол (пройден параллельно главному); 3 — шурф; 4— капитальный квершлаг; 5—главные штреки транспортного горизонта

При вскрытии свиты пластов наклонными стволами могут применяться схемы, аналогичные вскрытию с вертикальными стволами: с капитальным квершлагом, с горизонтальными квершлагами, с этажными квершлагами и др. Для них характерны те же достоинства и недостатки, что и для схем с вертикальными стволами.

Вскрытие наклонными стволами с капитальным квершлагом (рис. 1.15) по сравнению с другими схемами является более предпочтительным, особенно при восходящем проветривании уклонной ступени шахтного поля, поскольку отсутствуют работы по углубке шахтных стволов. При этой схеме вскрытия возможно расположение наклонных стволов в пустых породах и пройденных со стороны висячего бока вкрест простирания свиты пластов.

1.9. 5. Вскрытие штольнями

Вскрытие штольнями (рис. 1.16) применяют в гористой местности, когда промышленные запасы угля выше штольневого горизонта обеспечивают длительный срок службы шахты.

. В зависимости от условий расположения промплощадки и удобства прокладки подъездных путей штольни могут быть пройдены как вкрест простирания, так и с фланга залежи полезного ископаемого. Устье штольни должно находиться выше возможного максимального уровня паводковых вод.



Рисунок 1.16 - Вскрытие штольней пологих пластов: 1—штольня;.2—шурф; 3—откаточные штреки

Штольневое вскрытие может применяться при любых углах падения пластов. При пологом залегании пластов отработка запасов на штольневом горизонте может осуществляться бремсберговыми и уклонными полями. Для выдачи исходящей струи из уклонной ступени необходимо провести вентиляционную штольню.

Свежий воздух в шахту поступает по штольне. Исходящая струя из шахты выдается по шурфам или другим вентиляционным выработкам.

Достоинства штольневого вскрытия по сравнению со стволами: проще схемы транспортирования грузов и водоотлива; отсутствует подъем; простая схема поверхностного комплекса.

1.9. 6. Комбинированное вскрытие 

Наличие в шахтном поле одного типа главной вскрывающей выработки в некоторых условиях не позволяет достичь ожидаемого экономического эффекта от производственной деятельности горного предприятия. Иногда возникает необходимость осуществлять комбинацию рассмотренных выше схем вскрытия.

Комбинированное вскрытие представляет собой наличие разного типа основных вскрывающих выработок: вертикальный и

наклонный стволы; штольня и вертикальный ствол; штольня с наклонными стволами и др. В качестве главной вскрывающей выработки чаще используется наклонный ствол, проводимый под углом 12—18°, в качестве вспомогательной — вертикальный. Главный наклонный ствол оборудуют мощным ленточным конвейером. Комбинированные схемы вскрытия осуществлены при строительстве ряда крупных шахт (например, шахта «Распадская» в Кузбассе).

На рис. 1.17 представлено комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом и непосредственной погрузкой угля на наклонный ствол. При таком варианте вскрытия вспомогательный вертикальный ствол проходят до нижней границы шахтного поля, где сооружается околоствольный двор. На этом же горизонте проводят капитальный квершлаг, по которому осуществляется вспомогательный транспорт. Наклонный главный ствол проводят вкрест простирания со стороны висячего бока под углом, обеспечивающим эффективную выдачу угля ленточным конвейером. На бремсберговую и уклонную ступени шахтопласты делятся в точках их пересечения с наклонным стволом.

Эта разновидность комбинированного вскрытия позволяет осуществить восходящее проветривание уклонной ступени шахтного поля. 

Свежий воздух поступает в шахту по вспомогательному стволу, капитальному квершлагу и штрекам. Далее он движется по наклонным пластовым выработкам снизу вверх. Исходящая струя на поверхности выдается через шурфы.

Комбинированное вскрытие, включающее главный наклонный и вспомогательный вертикальный стволы, позволяет осуществить эффективный конвейерный транспорт полезного ископаемого от забоя до поверхности. Наличие вертикального вспомогательного ствола обусловливает эффективность вспомогательного транспорта: спуск-подъем людей, доставку материалов и оборудования и др.





Рисунок 1.17 - Комбинированное вскрытие с капитальным квершлагом и непосредственной погрузкой угля на наклонный ствол: 1—штреки; 2—капитальный квершлаг;.3—вспомогательный вертикальный ствол; 4—главный наклонный ствол; 5—загрузочный бункер

1.10. Подготовка пластов в шахтном поле

1.10.1. Основные понятия

После вскрытия месторождения в пределах шахтного поля приступают к его подготовке, позволяющей начать добычу полезного ископаемого в очистных забоях. Подготовку шахтопластов ведут частями и по мере их отработки подготавливают следующие части. Следовательно, задачей подготовки является постоянное возобновление готовых к выемке запасов взамен отрабатываемых. Постоянное возобновление запасов называют воспроизводством запасов.

Подготовка пласта к очистной выемке состоит из двух этапов. На первом этапе проводят подготавливающие выработки на уровне транспортного горизонта. Этот этап называют способом подготовки. В основу разделения способов подготовки положены два признака: расположение подготавливающих выработок относительно угольного пласта и число разрабатываемых пластов, обслуживаемых подготавливающей выработкой. На этом этапе подготавливающими выработками являются транспортные (главные) штреки. В зависимости от расположения этих штреков относительно угольного пласта различают пластовую и полевую подготовку пластов (рис. 1.18).

При пластовой подготовке транспортные штреки проводят по угольному пласту. Ее применяют при устойчивых боковых породах, а также на пластах с углями, не склонными к самовозгоранию. Это, как правило, пласты тонкие и средней мощности. При неустойчивых боковых породах и на пластах с углями, склонными к самовозгоранию, применяют полевую подготовку, при которой полевые штреки проводят в породах лежачего бока. Для выхода на пласт от полевого штрека проводят промежуточные квершлаги. От этих квершлагов по пласту проводят пластовые штреки, которые погашают вслед за выемкой. Как правило, полевая подготовка сопутствует мощным угольным пластам.

В зависимости от числа пластов, обслуживаемых подготавливающей выработкой (штреком), различают индивидуальную и групповую подготовку пластов в шахтном поле.

Следующим этапом подготовки является проведение подготавливающих выработок в плоскости пласта. К ним относятся проводимые в пределах выемочного поля наклонные (бремсберги, уклоны, скаты) и горизонтальные выемочные (конвейерные и вентиляционные штреки) выработки. Результатом второго этапа подготовки является образование очистных забоев принятой длины в количестве, обеспечивающем принятую производственную мощность шахты.

 В зависимости от деления выемочной ступени шахтопласта на характерные части различают панельную, этажную и погоризонтную подготовку выемочных полей. Их принято называть схемами подготовки.



          

Рисунок 1.18 - Пластовая (в) и полевая (б) подготовка угольных пластов: 1 — главный квершлаг; 2 — пластовый штрек; 3 — полевой штрек; 4 — промежуточный квершлаг; 5 — угольный пласт

1.10.2. Подготовка выемочных полей 

После проведения в необходимом объеме горизонтальных подготавливающих выработок на транспортном горизонте приступают к проведению подготавливающих выработок в плоскости пласта, формирующих схему подготовки выемочных полей. Под схемой подготовки выемочного поля, понимают совокупность характерно расположенных с учетом функционального назначения подготавливающих выработок, обеспечивающих формирование готовых к выемке частей шахтопласта.

В зависимости от деления выемочной ступени (шахтопласта) на части (см. рис. 1.8) различают панельную, этажную и погоризонтную подготовку.

Панельную подготовку применяют при любой мощности угольных пластов с углами падения до 20—25° (преимущественно до 15—18е). Размер панели по простиранию достигает 2,5—3 км. Ее размер по падению равен наклонной высоте выемочной ступени. Различают двусторонние (двукрылые) и односторонние (однокрылые) панели (рис. 1.19). В двусторонней панели бремсберг (уклон) с ходками проводят в середине выемочного поля по простиранию (рис. 1.19, а), в односторонней — у одной из его границ (рис. 1.19, б). Наиболее часто применяются двукрылые панели.

В практике разработки угольных пластов применяют различные схемы подготовки панелей. На рис. 1.19, а представлена наиболее простая схема, при которой для начала очистных работ достаточно пройти главный транспортный штрек, бремсберг (уклон) с ходками и ярусные штреки. Более сложная схема (рис. 1.19, в) предусматривает, кроме названных выработок, проведение фланговых печей и главного вентиляционного штрека. Такая схема подготовки позволяет осуществить прямоточное проветривание. В отличие от схемы, представленной на (рис. 1.19, а), здесь показана панель при групповой подготовке пластов. В этом случае отпадает надобность в проведении транспортного штрека большой длины, что присуще индивидуальной подготовке (см. рис. 1.19, а). Длина его не превышает 120—150 м. При подготовке панелей в уклонной выемочной ступени на пластах наклонного падения уклоны проводят диагонально (под углом к линии падения).





Рисунок 1.19 - Панельная подготовка выемочных полей: а — двусторонняя панель; б — односторонняя панель; в — двусторонняя панель с фланговыми печами; 1— основной транспортный штрек; 2 — просек; 3 — путевой ходок; 4 — бремсберг; 5 — людской ходок; 6 — ярусные штреки; 7 — главный вентиляционный штрек; 8— фланговая печь (ходок); 9—промежуточный квершлаг

Достоинства панельной подготовки: возможность повышения концентрации горных работ и конвейеризация транспорта от очистных забоев до ствола; сокращение объема поддерживаемых выработок. Недостатки: большие затраты на проведение и поддерживание панельных наклонных выработок; сложная схема проветривания.

Особенностью панельной подготовки является расположение очистного забоя по падению пласта, а подвигание — по простиранию.

Этажная подготовка применяется при делении шахтопласта на этажи на крутонаклонных и крутых пластах, в отдельных случаях — на наклонных и пологих пластах при углах падения более 8—10°. При этажной подготовке этажи по простиранию делят на выемочные поля. Подготавливающие наклонные выработки (участковые бремсберги, уклоны, скаты) проводят в каждом выемочном поле. По ним осуществляется доставка угля до откаточного горизонта при делении этажа на подэтажи.

В зависимости от угла падения пластов наклонная высота этажа составляет 120—450 м. Последний параметр относится к пологим пластам.



Рисунок 1.20 - Этажная подготовка выемочных полей: а—пологое падение (1 —этажный откаточный штрек; 2—просек; 3—путевой ходок; 4 — участковый бремсберг; 5 — промежуточные (подэтажные) штреки; 6 — этажный вентиляционный штрек); б — крутое падение (7 — промежуточный квершлаг; 2 — центральный скат; 3 — пластовый откаточный штрек; 4 — параллельный штрек; 5 — минусовый (вентиляционный) штрек)

Этажная подготовка пологих и крутых пластов отличается друг от друга (рис. 1.20). На пологих пластах (рис. 1.20, а) при делении на подэтажи между этажными откаточным и вентиляционными штреками проводят участковые бремсберги, по которым уголь из верхних подэтажей доставляется на откаточный горизонт. Выемочные поля могут быть однокрылые и двукрылые.

На крутых и крутонаклонных пластах (рис. 1.20, б), где доставка угля по падению осуществляется под действием гравитационных сил, проводят скаты, если предполагается деление этажа на подэтажи. На таких пластах применяют, как правило, групповую подготовку. Вентиляционный штрек проводят на несколько метров ниже бывшего откаточного. Отсюда его название — минусовый. Полная сеть подготавливающих выработок в выемочном поле, позволяющих начать очистную выемку, зависит от применяемой системы разработки.

Достоинства этажной подготовки: небольшой объем проведения наклонных горных выработок; более быстрый ввод очистных забоев в эксплуатацию (на пологих пластах); простые схемы проветривания и транспорта. Недостатки: разбросанность горных работ, большая протяженность этажных пластовых штреков, что приводит к росту затрат на их поддержание (на пологих пластах).

Погоризонтная подготовка выемочных полей осуществляется проведением в пределах выемочной ступени наклонных подготавливающих выработок (рис. 1.21). Длина наклонных подготавливающих выработок равна наклонной высоте выемочной ступени. Она может достигать 2000—3000 м. Расстояние между наклонными выработками (бремсбергами и ходками) равно длине очистного забоя. Особенность этой подготовки состоит в том, что очистной забой располагается по простиранию пласта, а перемещается по падению или восстанию. При высокой газообильности предпочтительной является выемка по падению, а при повышенной обводненности — по восстанию пласта. Как видно из приведенной схемы, подготовка может осуществляться как для одинарных, так и для спаренных очистных забоев.



Рисунок 1.21 -  Погоризонтная подготовка: 1 — вентиляционный ходок; 2 — бремсберг; 3 — главный транспортный пггрек; 4 — ходок; 5 — главный квершлаг; б — главный вентиляционный штрек; 7 — шурф (вентиляционный ствол)

Погоризонтная подготовка рекомендуется к применению на пластах с углом падения до 10—12°. Она позволяет: снизить объем проведения подготавливающих выработок; упростить подготовку выемочных полей и схему транспорта полезного ископаемого; обеспечить стабильность длины очистного забоя;

уменьшить вероятность встречи геологических нарушений, так как они в большинстве случаев располагаются по падению пластов; повысить безопасность ведения горных работ (при выемке по падению); сократить приток воды в призабойное пространство (при выемке по восстанию). Недостатки: ограниченные условия применения и трудность перевозки людей и материалов по длинным наклонным выработкам.

Непостоянство элементов залегания пластов в пределах шахтного поля (углов падения и простирания) может обусловить применение в пределах одного и того же шахтопласта смешанной подготовки: например, панельной и этажной или панельной и погоризонтной. В крыле шахтного поля с пологим залеганием пластов целесообразна панельная подготовка, в крыле с крутонаклонным или крутым залеганием — этажная.

1.11. Очистные работы в угольных шахтах 

1.11.1. Технологические схемы очистных работ

Под очистными работами понимают собственно выемку полезного ископаемого, крепление забоя и управление кровлей. Очистная выемка — это совокупность процессов отбойки, погрузки на забойный конвейер и доставки угля до ближайшей транспортной выработки (конвейерного штрека, бремсберга, уклона и др.). Названные процессы очистных работ характерны для пологих и наклонных пластов, где широко применяется комплексная механизация. В других условиях могут отсутствовать такие процессы, как крепление и управление кровлей, погрузка и механизированная доставка угля в забое.

Очистная выемка является главным процессом очистных работ. Крепление забоя и управление кровлей должны обеспечить нормальное выполнение работ по очистной выемке.

Очистной забой — забой, в котором осуществляется массовая добыча полезного ископаемого. По технологическому принципу очистные забои подразделяются на длинные и короткие. Принято забои длиной более 20 м считать длинными, менее — короткими. Технологии выемки угля в длинных и коротких забоях существенно различны. Для них созданы принципиально различные средства механизации, транспорта и крепления. Подготавливающие выработки, примыкающие к длинному очистному забою, называют выемочными. При выемке по простиранию ими являются конвейерный и вентиляционные штреки.

В длинных очистных забоях, называемых лавами, применяют две схемы выемки: фланговую и фронтальную. При фланговой схеме (рис. 1.22,а) отделение угля от массива осуществляется выемочной машиной, перемещающейся вдоль забоя перпендикулярно к направлению его подвигания. В зависимости от ширины захвата выемочной машины различают широкозахватную, узкозахватную и струговую выемку угля. При широкозахватной выемке ширина захвата более 1 м, узкозахватной — 0,5—1,0 м, струговой—0,03—0,15 м. Широкозахватная выемка в настоящее время не применяется. Основными выемочными машинами в длинных очистных забоях на современном этапе развития технологии угледобычи являются узкозахватные комбайны. В отечественной практике струговая выемка распространения не получила.



Рисунок 1.22 - Технологические схемы очистных работ: а — фланговая (7 — выемочная машина; 2 — забойный конвейер; 3 — штрековый перегружатель; г— ширина захвата выемочной машины); б — фронтальная (3 — перегружатель; 4—выемочная машина); в—в коротком очистном забое (1 —гидромонитор; 2— высоконапорный трубопровод)

При фронтальной выемке (рис. 1.22,б) отделение угля от массива осуществляется выемочным агрегатом одновременно по всей длине очистного забоя. Такая технология позволяет осуществлять добычу угля без постоянного присутствия людей в очистном забое. Испытаны отдельные опытные образцы.

В отечественной практике выемка угля короткими очистными забоями более или менее широкого применения не имеет. Выемку угля короткими очистными забоями применяют, в частности, при гидродобыче (рис. 1.22, в).

На шахтах России и СНГ основную добычу дают длинные очистные забои. Они могут быть различно ориентированы (рис. 1.23) относительно элементов залегания пласта. Они могут быть расположены по падению (а) или простиранию (б, в) пласта, а перемещаться по простиранию, падению или восстанию. Иногда имеет место иная ориентация забоев относительно простирания и падения: они могут располагаться, например, диагонально. Преимущественно на шахтах забои располагают по падению пласта. Иное расположение очистных забоев обусловливается влияющими факторами.

Отделение угля от массива и его дробление осуществляют комбайнами, стругами, агрегатами, гидромониторами, механо-гидравличсскими машинами и буровзрывными работами. Наиболее распространена в длинных очистных забоях выемка угля комбайнами.



Рисунок 1.23 - Схемы подвигания очистных забоев: а—по простиранию; б—по падению; в—по восстанию

1.11.2. Механизированная выемка угля в длинных очистных забоях

Основным средством механизированной выемки угля на пологих и наклонных пластах являются очистные комбайны. Очистной угольный комбайн — машина, одновременно выполняющая в забое операции по отделению угля от массива, дроблению его до кусков транспортабельного размера и навалке на забойный конвейер. Угольный комбайн как выемочная машина состоит из электродвигателя, механизма подачи, исполнительного органа, погрузочного устройства и систем управления и пылеподавления.

Действие исполнительных органов большинства комбайнов основано на принципе механического разрушения угля. Наиболее эффективными являются такие исполнительные органы, при работе которых в угле возникают растягивающие напряжения без образования объемного напряженного состояния.

Исполнительные органы комбайнов должны удовлетворять ряду требований, основными из которых являются: высокая производительность: малая удельная энергоемкость процесса разрушения; высокий КПД; простота конструкции; высокая стойкость инструмента; высокая надежность работы; возможность автоматизации режимов работы; выполнение функций отбойки и погрузки угля; способность самозарубаться в пласт.

Наибольшее распространение получили барабанные и шнековые исполнительные органы, которыми оснащаются узкозахватные комбайны.

Барабанный исполнительный орган, литой или сварной конструкции, осуществляет разрушение угля путем скола с открытой поверхности забоя стружки толщиной 20—30 мм. Основными достоинствами барабанных исполнительных органов являются: простота конструкции; высокий КПД; возможность применения на углях любой крепости и вязкости. Недостатки: значительное измельчение угля и большое пылеобразование, невозможность самозарубки в пласт.

Большинство современных узкозахватных комбайнов оснащены шнековыми исполнительными органами. Основное их достоинство заключается в том, что шнеками осуществляется погрузка угля на конвейер. Принцип разрушения угля шнеками таков же, как и барабанами, но с некоторым снижением присущих им недостатков.

Обычно узкозахватные комбайны оснащены двумя шнеками. Они располагаются либо с одной, либо с обеих сторон корпуса комбайна (рис. 1.24). Положение шнеков легко регулируется по высоте гидродомкратами, что позволяет осуществлять выемку угля при различной мощности пласта. Конструкция комбайнов допускает возможность фронтальной зарубки шнеков в пласт и механизированную выемку угля на концевых участках лавы без ниш. При этом приводная и концевая головки забойного конвейера должны быть вынесены в прилегающие к очистному забою выработки.

В отличие от широкозахватных узкозахватные комбайны перемещаются по раме забойного конвейера, располагаемого у забоя. 



Рисунок 1.24 - Узкозахватный комбайн со шнековым исполнительным органом: 1—шнеки; 2—конвейер;.3—пульт управления; 4—механизм подачи; 5—элекгродвигателъ; 6— погрузочный щиток

Перемещение комбайна вдоль забоя осуществляется с помощью приводной звезды и калиброванной цепи, растянутой вдоль забоя и закрепленной по концам на головках забойного конвейера. Наличие цепной передачи обеспечивает перемещение комбайна по всей длине лавы без остановки. Наиболее совершенными являются комбайны с бесцепной передачей, при которой комбайн перемещается с помощью зубчатого колеса по цевочной рейке, закрепленной на раме конвейера.

В настоящее время промышленностью выпускаются различные типы узкозахватных комбайнов, предназначенные для работы в разнообразных горно-геологических условиях. Некоторые из них могут быть применены как с механизированными, так и индивидуальными крепями при углах падения до 35°.

Наряду с указанными комбайнами для механизации выемки угля на тонких крутых пластах, где применялись отбойные молотки, были созданы специальные комбайны. Узкозахватные комбайны для крутых пластов успешно работали при породах кровли не ниже средней устойчивости, так как по условиям эксплуатации крепь возводят или передвигают после выемки ленты шириной 0,9—1,0 м на всю длину лавы. Наибольшая эффективность работы комбайнов достигается в комплексе с механизированными крепями, исключающими трудоемкие работы по креплению и управлению кровлей.

Важной эксплуатационной характеристикой комбайна является его производительность.

1.11.3. Доставка угля в очистных забоях 

На угольных шахтах для доставки угля в длинных очистных забоях на пологих и наклонных пластах применяют скребковые конвейеры. Они получили широкое распространение, так как относительно просты по конструкции, пригодны к тяжелым условиям эксплуатации, приспособлены для работы с очистными комбайнами, стругами и механизированными крепями. Они являются базой современных механизированных комплексов.

Скребковые конвейеры должны удовлетворять следующим требованиям: производительность должна быть выше максимальной производительности выемочной машины; обеспечение нормальной погрузки угля на штрековый перегружатель или конвейер; минимальная высота става конвейера со стороны забоя; обеспечение погрузки угля с почвы пласта при передвижении конвейера к забою; высокая надежность в работе.

Скребковый конвейер (рис. 1.25) состоит из верхнего и нижнего металлических желобов, по которым перемещается бесконечная цепь со скребками, состоящая из грузовой и порожняковой ветвей. По концам конвейера располагаются приводная и натяжная головки. Желоб конвейера собирают из отдельных секций (рештаков), соединяемых быстроразъемными замками. Цепь конвейера легко разбирается на отдельные отрезки. Благодаря этому конвейерный став можно быстро разобрать или собрать на новом месте, укоротить или удлинить его.

Скребковые конвейеры, применяемые для транспортирования угля в лавах, необходимо периодически перемещать вслед за под-виганием очистного забоя. Перемещение скребковых конвейеров может быть двояким: путем полной разборки на части, переноски их на новое место и сборки; путем передвижки конвейера без разборки или по всей его длине, или последовательно частями за счет изгиба конвейерного става в горизонтальной плоскости.

Скребковые конвейеры, предназначенные для транспортирования угля вдоль забоя, подразделяются на четыре типа: 

СП — передвижные изгибающиеся (одно-, двух- и трехцепные); 

СР — разборные переносные двухцепные; 

С — разборные переносные одноцепные; 

СК — разборные переносные одноцепные с консольно расположенными скребками (ветви рештачного става расположены в горизонтальной плоскости). Скребковые конвейеры могут комплектоваться двумя или четырьмя двигателями. 



Рисунок 1.25 -  Схема передвижного скребкового конвейера: 1—головной привод; 2—натяжной привод; 3,5— головной и хвостовой рештаки; 4 — рештачный став; 6 — скребковая цепь; 7 — лемех для зачистки почвы в забое от угля; S— направляющая для комбайна; 9, 10 — борта для кабелеукладчика

В последнем случае двигатели устанавливают по два в головной и хвостовой частях конвейера. Передвижные конвейеры оборудуются подборщиком угля, оставшегося на почве за комбайном. Могут применяться как с индивидуальной, так и с механизированными крепями при углах падения до 35°.

Достоинства скребковых конвейеров: высокая прочность конструкции; небольшая высота погрузки; возможность движения выемочной машины по ставу конвейера, а также механизированной передвижки конвейера гидродомкратами без разборки; возможность изменения направления грузопотока.

Вместе с тем скребковые конвейеры имеют ряд недостатков, основными из которых являются: быстрый износ желобов, цепей и скребков вследствие трения перемещаемого по желобу угля, особенно с увеличением его абразивности; возможность заклинивания цепей на звездочках; высокий расход энергии; значительное измельчение угля; ограниченные возможности удлинения одного става и повышения производительности.

Доставка угля в зарубежной практике на пластах с углами падения до 6—8° в коротких очистных забоях осуществляется самоходными вагонетками на пневматическом ходу или погрузочно-доставочными машинами.

В очистных забоях крутонаклонных и крутых пластов доставка угля осуществляется по почве пласта под действием собственного веса. В тех случаях, когда угол падения пласта не позволяет осуществить самотечную доставку угля по почве пласта, в очистном забое укладывают специальные желоба.

1.12. Системы разработки пластовых месторождений 

1.12.1. Понятие о системах разработки и их классификация 

Система разработки — определенный порядок ведения подготовительных и очистных работ в пределах этажа, панели или горизонта строго увязанный в пространстве и времени. 

Рациональная система разработки пласта должна удовлетворять следующим требованиям: обеспечивать безопасность ведения горных работ; обусловливать высокий уровень технико-экономических показателей; иметь минимальные потери. Под технико-экономическими показателями понимают, возможно, наибольший уровень производительности труда и минимальную себестоимость добычи полезного ископаемого.

На выбор системы разработки оказывают влияние различные факторы. Основными из них являются: форма залегания, строение, мощность и угол падения пласта; свойства угля и вмещающих пород; газоносность и обводненность месторождения;

склонность угля к самовозгоранию; склонность угольных пластов к горным ударам, внезапным выбросам угля и газа; глубина горных работ; средства механизации подготовительных и очистных работ,

Наибольшее влияние на выбор системы разработки оказывают мощность и угол падения пласта. От мощности пласта зависит решение таких вопросов, как способ проведения и поддержания горных выработок, выбор технологии очистных работ, возможность разработки пласта на полную мощность или необходимость деления его на слои, крепление очистной выработки и управление горным давлением. Выбор средств механизации очистных работ, крепления и управления кровлей во многом зависит и от угла падения пласта. Этот фактор является решающим при выборе средств доставки угля в забое при его расположении по падению пласта. Его также учитывают при выборе формы и длины очистного забоя.

Свойства вмещающих пород являются решающим фактором при выборе способа управления горным давлением (управления кровлей), а также поддержанием выемочных выработок и их расположения. Они оказывают существенное влияние на выбор средств механизации очистных работ.

Перечисленные факторы, как правило, оказывают комплексное влияние на выбор систем разработки и их параметров.

Разнообразие горно-геологических условий залегания угольных пластов предопределяет применение различных систем разработки и их вариантов. Системы разработки пластовых месторождений можно представить в виде следующей классификации.

1. Системы разработки с выемкой пласта на полную мощность.

1.1. С длинными очистными забоями (сплошные, столбовые, комбинированные).

1.2. С короткими очистными забоями (столбовые, камерные, камерно-столбовые, подэтажные штреки, полосы и заходки).

2. С разделением пласта на слои (наклонные, горизонтальные и поперечно-наклонные). 

На пологих и наклонных пластах Кузбасса в настоящее время наибольшее распространение получили столбовые системы разработки с применением комплексов в длинных механизированных забоях

1.12.2. Сплошная система разработки

Сплошная система разработки характеризуется одновременным ведением подготовительных и очистных работ в выемочном поле. Забои откаточного (конвейерного) и вентиляционного штреков, формирующих выемочное поле, движутся в том же направлении, что и очистной забой.

В зависимости от наклонной высоты этажа (яруса) в нем может размещаться один или два-три очистных забоя. Если в пределах этажа (яруса) размещается один очистной забой, то такой вариант сплошной системы разработки называется лава-этаж (лава-ярус). Если возникает необходимость размещения в этаже по падению двух-трех очистных забоев, то этаж делят на подэтажи. В связи с изложенным и с учетом угла падения пластов существуют различные варианты сплошной системы разработки:

на пологих и наклонных пластах — лава-этаж или с разделением этажа на подэтажи (рис. 1.26, 1.27) при этажной подготовке, лава-ярус — при панельной подготовке; на кругонаклонных и крутых пластах — лава-этаж или с разделением этажа на подэтажи с прямолинейной или потолкоуступной формой забоя.

Для сплошной системы разработки характерны следующие особенности:

• прямой порядок отработки в крыле шахтного поля (лава-этаж) или в пределах выемочного поля (при делении этажа на подэтажи);

• породные забои подготовительных выработок перемещаются вслед за очистными, за исключением откаточного штрека, проводимого с опережением на 50—70 м;

• подготовительные выработки поддерживаются в зоне влияния выработанного пространства.



Рисунок  1.26 - Сплошная система разработки 





Рисунок 1.27 - Сплошная система разработки пологих пластов: а — лава-этаж; 1 — капитальный бремсберг; 2 — людской ходок; 3 — этажный откаточный штрек; 4 — просек; 5 — печь; 6 — очистной забой; 7—этажный вентиляционный штрек; 8—бутовая полоса; 9—разрезная печь; 10 —шурф; 11 —участковый бремсберг; 12—косовичник; 13—промежуточный штрек

Самым простым вариантом системы разработки вообще и сплошной, в частности, является вариант лава-этаж. От капитального бремсберга (уклона), ходка или наклонного ствола, пройденного по пласту угля, проводят этажный откаточный штрек на длину до 100м.

Одновременно на длину порядка 40 м проводят этажный вентиляционный штрек. Штреки на этом расстоянии от наклонных выработок соединяют разрезной печью (рис. 1.27), в которой монтируют очистное оборудование. После этого начинают очистную выемку. С опережением очистного забоя на 50—70 м проводят откаточный штрек, а с отставанием на несколько метров —вентиляционный штрек по породе.

При делении этажа на подэтажи возникает необходимость проведения промежуточных штреков и участкового бремсберга с ходком. Нижний подэтаж опережает верхний. Добытый уголь в верхних очистных забоях этажа поступает на промежуточный штрек, а затем на участковый бремсберг. В этом варианте системы проветривание очистных забоев последовательное с подсвежением. Содержание метана во входящей в забой струе должно быть не более 0,5 %, а в исходящей из участка — не более 1,0 %.

Охрана подготовительных выработок осуществляется преимущественно бутовыми полосами. Породу для их выкладки получают при проведении выработок широким забоем, либо при подрывке боковых пород в забоях промежуточных и вентиляционного штреков. Работы по проведению бутовых полос трудоемки, особенно при сооружении участкового бремсберга в зоне выработанного пространства.

Сплошная система разработки применяется на тонких пластах при любых углах падения. Имея ограниченное применение в прошлом, она в Кузбассе в настоящее время утратила свое значение.

Достоинствами сплошной системы разработки являются быстрый ввод в эксплуатацию очистных забоев и возможность размещения в шахте пустой породы, получаемой при проведении подготовительных выработок. Основные недостатки: сложность совмещения подготовительных и очистных работ в одном выемочном поле; большие затраты на поддержание подготовительных выработок; отсутствие доразведки условий залегания угольного пласта; утечки воздуха через выработанное пространство.

1.12.3. Столбовая система разработки

Поддержание подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ на пластах средней мощности становится затруднительным. Поэтому целесообразнее применять такую систему разработки, при которой выработки располагаются в нетронутом массиве полезного ископаемого.

Современные средства механизации очистных работ позволяют достигать высоких скоростей подвигания лав и, следовательно, высоких нагрузок на забой. Добычное и проходческое оборудование наиболее эффективно используется при независимом ведении очистных и подготовительных работ и опережающей подготовке выемочного поля. Этим условиям в большей мере отвечает более прогрессивная система разработки — столбовая.

Столбовая система разработки — это такая система, при которой часть пласта в пределах этажа или яруса до начала очистных работ оконтуривается подготовительными выработками, в результате чего образуются столбы. В зависимости от ориентировки столба относительно элементов залегания пласта различают длинные столбы по простиранию, длинные столбы по падению (восстанию), диагональные столбы. Наиболее распространенными являются разновидности системы разработки длинными столбами по простиранию: на пологих и наклонных пластах — лава-этаж или с разделением этажа на подэтажи при этажной подготовке, лава-ярус — при панельной подготовке; на крутонаклонных и крутых пластах — лава-этаж или с разделением этажа на подэтажи.

Для столбовых систем разработки характерны следующие особенности:

• обратный порядок отработки пласта в крыле шахтного

поля (лава-этаж) или в пределах выемочного поля (к участковому или панельному бремсбергу, скату);

• разделение в пространстве и времени очистных и подготовительных работ в пределах этажа (подэтажа) или яруса;

• подготовительные выработки поддерживаются в массиве, по мере подвигания очистного забоя они погашаются (или частично сохраняются при бесцеликовой подготовке).

Простейшим вариантом системы разработки длинными столбами по простиранию является лава-этаж, при котором этажные откаточный и вентиляционные штреки проводят до границ шахтного поля, где их соединяют разрезной печью. В разрезной печи монтируют очистное оборудование и ведут выемку в направлении к стволу.



Рисунок  1.28 - Столбовая система разработки

Система разработки длинными столбами по простиранию

Наиболее распространенными разновидностями столбовой системы разработки являются длинные столбы по простиранию при панельной подготовке (вариант лава-ярус) и с разделением этажа на подэтажи.

На пологих пластах средней мощности широко применяют систему разработки длинными столбами по простиранию при панельной подготовке (рис. 1.29). Подготовка выемочных столбов в каждом ярусе заключается в проведении от бремсберга или уклона ярусных конвейерного и вентиляционного штреков до границ панели. На границе панели между этими штреками проводят разрезную печь, которую затем расширяют, образуя камеру для монтажа очистного оборудования. После этого начинают отработку столба обратным ходом. Для подготовки нижележащего яруса его вентиляционный штрек проводят совместно с конвейерным штреком вышележащего яруса. В классическом варианте между конвейерным и вентиляционным штреками смежных ярусов оставляют угольные целики шириной 8—12 м.

В целях снижения потерь угля и удельного объема проведения подготовительных выработок широкое распространение получила отработка без оставленных целиков между выемочными выработками в соседних ярусах. В этом случае, например, конвейерный штрек не погашают, а поддерживают, чтобы использовать в качестве вентиляционного при выемке нижележащего столба. Если конвейерный штрек погашают, то вентиляционный штрек нижележащего яруса можно пройти вприсечку к выемочной выработке в отработанном столбе.



































Рисунок 1.29 -  Система разработки длинными столбами по простиранию при панельной подготовке (лава-ярус): 1 — откаточный штрек; 2 — просек; 3 — путевой ходок; 4 — панельный бремсберг; 3 — людской ходок; о — ярусный конвейерный штрек; 7 — ярусный вентиляционный штрек; S—очистной забой; 9—разрезная печь

Отработку ярусов в панели осуществляют, как правило, в нисходящем порядке. В большинстве случаев в панели работает один очистной забой, редко — два. В отдельных случаях для повышения концентрации горных работ на пологих пластах в панели применяют отработку спаренными лавами. Спаренными лавами считаются такие, независимая отработка которых невозможна. Опережение между лавами отсутствует или составляет не более 3—4 м. Обе лавы работают на один конвейерный штрек.

Уголь от очистного забоя транспортируют по конвейерному штреку, затем по бремсбергу до погрузочного пункта на откаточном штреке. Свежий воздух в очистной забой подают с откаточного штрека по ходкам и конвейерным штрекам. Исходящая струя по вентиляционному штреку поступает в ходки и далее на вентиляционный горизонт шахты или по шурфу на поверхность.

На наклонных пластах средней мощности применяют систему разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи. 

Рисунок 1.30 - Система разработки длинными столбами по простиранию с сохранением и повторным использованием конвейерного штрека в качестве вентиляционного при возвратноточном проветривании выемочных участков



Рисунок 1.31 - Система разработки длинными столбами по простиранию с предварительным проведением конвейерного и вентиляционного штреков и сохранением конвейерного штрека для проветривания тупиковой части очистного забоя (с извлекаемым целиком)

Подготовка выемочного поля заключается в проведении между этажными откаточным и вентиляционным штреками участкового бремсберга, промежуточных штреков и разрезных печей. Отработка столбов осуществляется в направлении к участковому бремсбергу. Обычно этаж делят на два, редко — на три подэтажа. Длина лавы 150— 200 м. Верхние этажи опережают нижние. Уголь из верхней лавы по промежуточному конвейерному штреку поступает на участковый бремсберг и далее на погрузочный пункт откаточного штрека.

1.13. Организация работ в очистном забое

Главным звеном всего производственного процесса добычи угля на шахте является очистная выемка, поэтому наряду со своевременным воссозданием необходимого фронта очистных забоев всеми технологическими звеньями шахты должна быть обеспечена непрерывная и ритмичная работа забоев на основе научной организации производства и труда и поточности очистной выемки, которая характерна для механизированных комплексов.

 В основу поточного метода положены три основных принципа: непрерывность выемки угля, одновременность выполнения процессов, их единый ритм. Главным из них является первый, а второй и третий способствуют достижению непрерывности угледобычи. Непрерывность выемки должна обеспечиваться в течение времени, предусмотренного экономически обоснованным режимом работы забоя. Принцип одновременности выражается в полном совмещении во времени выемки угля со всеми остальными процессами. При этом перерывов, связанных с подготовкой лавы к ведению очистных работ, нет. Единый ритм заключается в определенном соответствии темпа выполнения отдельных процессов и скорости движения выемочной машины.

При поточной схеме добычи:

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

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

крепление призабойного пространства (передвижка крепи) и управление горным давлением должны производиться одновременно с выемкой и передвижкой конвейера.

Эффективность поточной организации производства выражается в существенном повышении непрерывности выемки (в результате сокращения времени на выполнение подготовительно-заключительных и вспомогательных операций), а также в значительном увеличении ее интенсивности. Показателем непрерывности является отношение продолжительности выемки угля за цикл к общей длительности производственного цикла, а - показателем интенсивности — среднечасовая площадь выемки за время работы комплекса по добыче угля.

Цикл в очистном забое — это совокупность периодически повторяющихся в определенном порядке процессов и операций, обеспечивающих подвигание забоя по всей длине на заранее установленную величину при условии соблюдения правил техники безопасности.

При цикличной и поточной организации производства все процессы и операции выполняются по определенному расписанию, оформленному в виде графика организации работ. График — есть наглядное изображение работы в забое, которое показывает, как в конкретных условиях данного рабочего места должны протекать процессы, образующие законченный цикл. Для очистных забоев применяют координатные графики, на которых протекание процессов изображают во времени и пространстве. За единицу времени принимают сутки. Различают графики одно- и многоцикличные. При узкозахватных выемочных машинах применяют многоцикличные графики. Они состоят из планограммы работ, графика выходов рабочих, таблицы технико-экономических показателей и условных обозначений.

На планограмме работ наглядно изображены все основные; производственные процессы, выполняемые в забое, их последовательность и взаимная увязка в пространстве и времени.

На графике выходов указаны число и состав рабочих по профессиям, необходимых для выполнения цикла, их распределение по сменам и времени пребывания на работе.

Таблица технико-экономических показателей содержит результаты, которые могут быть получены при выполнении цикла в соответствии с запроектированной организацией работ.

При составлении графика организации работ необходимо предварительно установить режим рабочих суток и форму организации труда в лаве.

На практике применяют в основном четырехсменный режим работы, из них три смены по 6—7 ч — добычные и одна смена — ремонтно-подготовительная. В середине каждой семичасовой смены рекомендуется одновременный для всех рабочих 15-минутный обеденный перерыв.

Основной формой организации труда является сменная или суточная комплексная бригада.

В лавах работу ведут комплексные бригады, которые выполняют все производственные процессы цикла. В связи с сокращением числа работающих значимость каждого члена бригады неизмеримо возросла. Поэтому для успешной работы комплексной бригады очень важно, чтобы любой ее член не только обладал достаточным диапазоном профессиональных знаний и навыков, но и мог вовремя применить их на практике, имел высокий общеобразовательный уровень.

	2 .  расчет основных количественных 

	показателей по шахте и выемочному участку

	2.1. Определение запасов угля в шахтном поле

Общие или геологические запасы в шахтном поле  состоят из балансовых и забалансовых запасов

 = +. 			(2.1)

К забалансовым относятся запасы, сосредоточенные в пластах нерабочей мощности и некондиционных.

Балансовые запасы состоят из промышленных запасов и потерь 

 = + .			 (2.2)

При правильной конфигурации шахтного поля балансовые запасы можно определить по формуле

, 		      (2.3)

где     S  — размер шахтного поля по простиранию, м;

H  — размер шахтного поля по падению, м;

 — суммарная производительность пластов в шахтном поле, относящихся к балансовым запасам, т/м2;

— суммарная мощность пластов в шахтном поле, м;

   — плотность угля соответствующих пластов, т/м3.

При неправильной конфигурации шахтного поля, а также при различной площади пластов в нем балансовые запасы определяются как сумма балансовых запасов по отдельным пластам 

= .			        (2.4)

Потери угля в шахтном поле состоят из общешахтных и эксплуатационных потерь

=+ . 			         (2.5)

При пересечении свиты пластов стволами коэффициент общешахтных потерь на пологих пластах равен 0,01-0,02, на крутых 0,015-0,04 балансовых запасов. Если в пределах шахтного поля оставляются большие целики под объектами на поверхности, то потери в них учитываются дополнительно.

Таким образом, общешахтные потери равны:

= .		      (2.6)

Эксплуатационные потери зависят от мощности пластов и применяемых систем разработки. Коэффициент эксплуатационных потерь  может быть принят:

• сплошные системы разработки — 0,05-0,10;

• столбовые системы разработки на пластах средней мощности — 0,10-0,15;

• слоевые системы разработки на мощных пластах с обрушением кровли — 0,18-0,20;

• щитовая система разработки — 0,22-0,25;

• системы разработки с закладкой — 0,10-0,12. 

   Эксплуатационные потери можно определить по формуле:

= (-).			(2.7)

Промышленные запасы в шахтном поле можно определить из выражения:

=--.		          (2.8)

Промышленные запасы в шахтном поле можно определить так же, зная общий коэффициент извлечения:

. 			  (2.9)

Определение производственной мощности и срока службы шахты

Производственная мощность шахты — это количество полезного ископаемого, добываемого за единицу времени. Различают суточную () и годовую () производственные мощности шахты.

Производственную мощность шахты можно определить по формуле: 

,       (2.10)

где  — производственная мощность шахты, тыс т в год;

— коэффициент надежности технологической цепи шахты;

= 0,8-0,9 при вскрытии вертикальными стволами и групповой подготовке пластов на откаточном горизонте при делении их на панели или горизонты;

= 0,75-0,85 в тех же условиях, но при индивидуальной подготовке на откаточном горизонте;

= 0,7-0,8 при комбинированном вскрытии и наклонными стволами и фланговой схеме проветривания;

= 0,6-0,75 при вскрытии вертикальными стволами и этажными квершлагами;

— коэффициент, учитывающий влияние числа пластов в шахтном поле;

— коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой;

—  промышленные запасы угля в шахтном поле, тыс т;

— суммарная мощность одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле, м;

— суммарная мощность всех рабочих пластов в шахтном поле , (m1 + m2 + …+ ), м;

 — коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки и угла падения пластов. 

Коэффициенты и  определяют по формулам:

 ;     (2.11)

где    — количество одновременно разрабатываемых пластов;

n — количество рабочих пластов в шахтном поле;

 — коэффициент, учитывающий степень влияния средней нагрузки на очистной забой (для Кузбасса: пологое падение 0,0014 - 0,0016, крутое 0,0018—0,002);

— нагрузка на очистной забой, т/мес.;

 — средняя мощность рабочих пластов в шахтном поле 

 — средняя  мощность   одновременно разрабатываемых пластов в шахтном поле  , м

Месячную нагрузку на очистной забой при механизированной выемке на пластах пологого и наклонного падения ориентировочно можно определить по формуле:

,			 (2.12)

где  N — количество рабочих дней в месяце. В расчетах можно принять равным 25,6 или брать количество рабочих дней за любой календарный месяц.

— добыча из очистного забоя в сутки. Ориентировочно следует определять исходя их средней мощности одновременно отрабатываемых пластов: 

              = (1000-1200) ,т. 

Коэффициент влияния глубины разработки и угла падения пластов определяют по формуле

= 1 +/ (+),		(2.13)

где   — глубина верхней границы шахтного поля, м;

 — угол падения пластов, град. Суточная производственная мощность шахты составляет:

.		 (2.14)

При окончательном выборе производственной мощности шахты следует руководствоваться типовыми значениями этого параметра:



3000

4000

5000

6000

8000



0.9

1.2

1.5

1.8

2.4



10000

12000

15000

20000

-



3.0

3.6

4.5

6.0

-

Современные направления предусматривают строительство крупных шахт производительностью 2-3 млн. т в год. На участках с ограниченными запасами допускается    строительство    шахт    меньшей производительности.

Расчетный срок службы шахты  равен:

=  / . 			 (2.15)

Полный срок службы Т с учетом периода освоения  и периода затухания  составляет: 

Т = +(+)/2. 			 (2.16)



Рекомендуются следующие сроки освоения проектной мощности шахты [6]:

— для   1,2 млн.т   2 года,

— для = 1,2-3,0 млн.т   3 года;

— для  > 3,0 млн.т  определяется проектом или можно принять = 4-5.

Срок затухания можно принять равным 2-3 годам.

Для шахт мощностью более 6000 т в сутки полный срок службы рекомендуется принимать равным более 50-60 лет, при меньшей — до 40-50 лет.            

2.2. Схемы подготовки и параметры выемочных полей 

и участков

	В зависимости от горно-геологических условий: размеры выемочного поля по простиранию (S) и падению (Н); угол падения () и мощность пласта (m);глубина ведения горных работ (Н1); объемный вес (), коэффициент крепости угля по М.М. Протодьяконову (f), сопротивляемость угля резанию (А) и других и выбирается один из способов подготовки пласта или выемочного поля (панельный, этажный или погоризонтный).

	Панельную подготовку применяют на пологих и наклонных пластах (до 35) при размерах по простиранию 1200-3000 м, то есть размерах крыльев панели 600-1500м. При проектировании размер панели по простиранию следует выбирать таким образом, чтобы в границах пласта по простиранию размещалось целое число панелей одинаковых размеров. Наклонная высота панели составляет 600-1200 м. Крылья каждой панели затем разделяют на ярусы, наклонную высоту которых устанавливают в зависимости от длины очистного забоя (лавы), определяемой расчетным путем.

	Этажную подготовку на пологих и наклонных пластах применяют при малых размерах шахтных полей (пластов) по простиранию, когда размеры их не превышают 4000-5000 м, а также когда пласт вскрыт наклонным стволом. Этажи, количество которых в пределах горизонта зависит от наклонной высоты горизонта, и могут в зависимости от принятой длины очистного забоя (лавы) делиться на подэтажи, тогда это будет лава-подэтаж, или не делиться и тогда – лава-этаж.

	При углах падения пластов 5-12 и мощности пластов до 3-3,5 м следует применять, если нет осложняющих условий, наиболее перспективную погоризонтную схему подготовки. Тогда весь горизонт рассматривается как один этаж и делится по простиранию на участки (столбы), равные принятой длине лавы, вытянутые по падению от верхней до нижней границы горизонта и отрабатываемые по падению при  не более 12-14 или по восстанию пласта при  не более 8-10.

	Длина очистного забоя (лавы) при отработке пластов механизированными комплексами при любой схеме подготовке зависит от многих факторов и изменяется в широких пределах от 100 до 200  и более метров (чем тоньше пласт, тем больше длина лавы). Выбор длины очистного забоя для конкретных условий будет рассматриваться ниже.

2.3. Подготовительные работы 

2.3.1. Состав и назначение подготовительных выработок 

Приводятся основные сведения о схемах и способах подготовки проектируемых к отработке выемочных полей и участков. Необходимо указать какие выработки, и в какой последовательности должны быть пройдены для обслуживания данного очистного забоя (начало, направление , конец); определить назначение каждой выработки, в том числе в вентиляционной схеме участка; выбрать технические средства основного и вспомогательного транспорта, а также других машин и механизмов; указать наличие в ней погрузочных пунктов т.д. 

2.3.2. Характеристика подготовительных выработок

Приводятся данные о каждой подготовительной выработке в выемочном поле и на участке, которые должны включать следую-

щие основные количественные и качественные характеристики:

- форму и площадь поперечного сечения выработки вчерне и в свету, которые следует принимать в зависимости от количества проходящего по данной выработке воздуха, минимально допустимого сечения по требованиям ПБ, ее назначения, габаритов транспортных средств и размещенных в ней устройств и механизмов. Для конкретных условий эти параметры могут приниматься по данным действующих паспортов крепления, разработанных для аналогичных условий;

- тип забоя (широкий или узкий забой, по углю или с присечкой боковых пород, процент присечки и т.д.);

- способ проведения выработки;

- тип и материал крепи.

Эти характеристики принимаются в зависимости от конкретных условий проведения и эксплуатации данной выработки, а также на основе действующих паспортов крепления, разработанных для проектируемых или подобных горно-геологических условий. 

 Таблица 2.1  -  Характеристика подготовительных выработок

Показатели

Наименование выработки



Конв.б р-г

Конв. штрек

...

...

Разр. печь

Форма сечения 

Площадь сечения выработки, м2:

















в проходке 

в свету

















Угол наклона выработки, град.

















Способ проведения выработки

Тип забоя

















Средства выемки горн. массы 

Средства погрузки горной массы 

Тип крепи 

Шаг установки крепи















2.4. Выбор системы разработки

	Выбирая систему разработки для заданных условий, следует, прежде всего, дать четкое и полное определение, что такое система разработки. А после окончательного выбора указать ее основные достоинства и недостатки.

	При выборе системы необходимо указать, какие основные требования предъявляются к каждой системе, и соответствует ли принятая проектом система этим требованиям.

	Выбор системы разработки зависит от многих факторов, основные из них также следует указать. Если какая-то из систем или ее вариант вполне соответствует заданным условиям, и успешно применялась в подобных условиях, то ее и следует принимать по принципу этого соответствия. Следует придерживаться следующих рекомендаций. На пологих пластах и наклонных (до 35) пластах, мощностью до 4-5 м принимать различные варианты систем разработки длинными столбами по простиранию с отработкой механизированными комплексами по бесцеликовой схеме на полную мощность пласта, наличием флангового бремсберга или уклона  и прямоточной схемой проветривания, особенно на газоносных пластах. При углах падения пластов до 12-14 и мощностью до 3,5 можно наряду с указанными выше применять длинные столбы по падению и восстанию пласта при погоризонтной схеме подготовки.

	Если глубина ведения работ небольшая, шахта негазовая или отнесена к первой категории по газу или пыли, можно применять и другие варианты систем, которые предусматривают охрану выработок целиками, возвратноточную схему проветривания и т.п.

	Некоторые из существующих схем отработки пластов для определенных условий даются в приложении.

2.5. Очистные работы

2.5.1. Обоснование и выбор средств комплексной механизации очистных работ

Основным средством выемки угля на пологих и наклонных пластах в настоящее время являются комплексы добычного оборудования, позволяющие механизировать и совмещать во времени все основные операции технологического процесса в очистном забое.

В общем случае в состав очистного механизированного комплекса входят: механизированная крепь, крепи сопряжении очистного забоя со штреками, выемочная машина (комбайн, струг), забойный конвейер, крепи сопряжении, насосные станции (СНУ или СНТ) оросительная система с оросительной установкой 2УНЦНС13, предохранительная лебедка, энергопоезд и другое оборудование.

По времени создания и промышленного применения механизированные комплексы сейчас относят к трем поколениям.

Механизированные комплексы первого и второго поколений типов КМ, МК, ОКП, УКП и их модификации уже не выпускаются промышленностью и применять их в проектах, ориентированных на перспективу, не рекомендуется, за исключением некоторых отдельных наиболее удачных по конструкции и надежных в определенных условиях типов крепей (КМ103М, КМ130, МК75Б).

Механизированные комплексы третьего поколения созданы в последние годы и относятся к технике повышенного технического уровня (например, МКД90, КМ137А, КМ138, КМ144, КМ142, УКП4, 2УКП5 и др.) В их состав входят самозарубающиеся очистные комбайны с бесцепной системой подачи и конвейеры унифицированного ряда повышенной энерговооруженности. Для перемещения комбайнов на тонких пластах используется вынесенная система подачи. Применяется система автоматического и дистанционного управления с выносного пульта (КМ137А и КМ138А). Имеются противоотжимные устройства и устройства для удержания надштрековой пачки угля. Эти комплексы применимы практически во всех условиях эксплуатации, так что при выборе следует ориентироваться на применение комплексов третьего поколения и сохранивших свое значение лучших крепей второго поколения. Технические характеристики большинства из них приведены в таблице   .

2.5.2. Проверка крепи по допустимой скорости воздушной струи

На пластах с относительной газообильностью более 10 м3/т необходимо сделать проверку возможности принятого типа крепи обеспечить необходимое по условиям проветривания проходное сечение рабочего пространства лавы. Порядок выполнения указанных проверочных расчетов приводится в последующих разделах.

После выбора требуемого типоразмера механизированной крепи необходимо в первую очередь провести ее проверку по фактору проветривания. Для этого необходимо сопоставить фактическую площадь сечения рабочего пространства данной крепи Sф (см. табл. 3) с полученным расчетным путем Sр. При этом должно соблюдаться следующее условие:

, 		   (2.17)

, 			(2.18)

где    М - мощность пласта, м; r - ширина захвата комбайна, м; 

 - плотность угля, т/м3; 

- коэффициент естественной дегазации пласта, (=0,65-0,75);

 qсн4 - относительная газообильность пласта, м3/т; дается в исходной геологической характеристике пласта; 

- максимально допустимая скорость движения воздуха в очистном забое (не более 4м/с); 

 - допустимая концентрация метана в исходящей струе ( =1 %); 

- коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству (= 1,1 - 1,5); 

 - возможная скорость подачи комбайна, м/мин;

2.5.3. Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера.

В технической характеристике любого механизированного комплекса указывается один-два типа комбайнов, которые могут работать с данной крепью. Поэтому задача выбора типа комбайна сводится к анализу соответствия конструкции и параметров этих комбайнов условиям применения их на данном пласте. Если указанная в комплекте выбранного механизированного комплекса выемочная машина по каким-то ограничивающим факторам, например, наличию твердых минерализованных включений в пласте и др. не обеспечивает эффективную работу в данных условиях, нужно выбирать другой тип механизированной крепи или вообще отказаться от их применения. Если пласт содержит более 5% твердых минерализованных включений или очень твердых прослойков породы, мощность которых требует селективной (раздельной) выемки, а также весьма волнистую почву, применение комбайновой выемки, а следовательно, и самих механизированных крепей, исключается, и необходимо искать другие решения для их разработки.

Ширина захвата исполнительного органа комбайна принимается: 0,8 м - на тонких пластах; 0,63 м - на пластах мощностью более 2,5 м. На особенно газоносных пластах допускается ширина захвата 0,5 м. При отработке пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, выемочный комбайн должен иметь уменьшенную ширину захвата.

Технические характеристики очистных комбайнов для пологих и наклонных пластов приведены в таблица 2.2.

Таблица 2.2.- Техническая характеристика очистных комбайнов



Очистные

Комбайны

Параметры комбайнов



Мощность

обслужив.

пласта

Ширина

захвата,

м.

Мощность

электродвигателя

КВт

Максим.

скорость

подачи,

м\мин

1К103

0,6-1,2

0,8

150

до 8

1ГШ68Е

1,3-1,95

0,63

220

5,5 (6,0)

2ГШ68Б

1,4-2,5

0,63; 0,5

264

6

1КШЭ

(2КШЭ)

2,0-4,2

0,63; 0,5

430

8

РКУ10

1,1-1,9

0,63

200

до 8

РКУ13

1,35-2,5

0,63-0,5

400

до 10

РКУ16

1,8-3,2

0,63-0,5

630

до 10

РКУП20

2,2-4,5

0,63-0,5

630

до 10

Тип забойного конвейера обычно регламентируется в состав комплекта оборудования принятого механизированного комплекс (табл. 2.3). Применяются одноцепные (СПЦ151, СПЦ162, СПЦ261, СПЦ271) и двухцепные (СП87ПМ, СП202М, СП202В1М, СП301, СП87ПМ, СП202М, СП202Б1М) конвейеры. 





2.5.4. Определение длины очистного забоя,

проверка по фактору проветривания

Длина очистного забоя является одним из основных параметров системы разработки, влияющих на технико-экономические показатели работы не только выемочного участка, но и всей шахты.

Длина очистных забоев, оборудованных механизированных комплексами, определяется в основном их конструктивными параметрами и строительной длиной поставляемого заводом изготовителем механизированного комплекса (табл. 3). Однако во многих случаях оптимальная длина, зависящая от конкретных условий, условий, не всегда совпадает с длиной комплексов в поставке.

В ряде случаев целесообразно удлинить (реже сократить) механизированный комплекс на 10-20%. Это достигается путем установки дополнительных секций вплоть до применения в длинном забое спаренного комплекса.

Ориентировочно длину очистного забоя при односторонней выемке можно определить по формуле:

,         	(2.19)

где  - продолжительность смены, мин (360 мин); 

- время на подготовительно-заключительные операции (15-25мин); 

- время на выполнение концевых операций (30-35 мин); 

- количество циклов в смену (1-2, реже 3 цикла); 

- коэффициент готовности комбайна (0,85 -0,93); 

- возможная скорость подачи комбайна в зависимости от энергозатрат на разрушение угля, м/мин; 

- маневровая скорость комбайна, м/мин; в расчетах принимать 5-6 м/мин; tз - время на замену одного зубка, мин (0,6 - 0,85мин); 

 F - площадь торца вынимаемой полосы, м2; (F = М • г); 

Z - расход зубков на 1 м3 отбитого угля, шт/м3 (0,05 - 0,15 шт/м3), увеличивается с ростом крепости и вязкости угля и наличия породных прослойков в пласте);

 tв - удельные затраты времени на вспомогательные операции, мин. на 1 м длины забоя (0,03-0,06 мин/м).

Если комбайн работает по челноковой схеме, и замену зубков производят в конце каждой полосы одновременно с концевыми операциями, то длина очистного забоя определяется

,		(2.20)

Значения входящих в формулу величин те же, что при определении длины забоя при односторонней работе комбайна.

Длина очистного забоя должна быть проверена по газовому фактору:

,		(2.21)

где - площадь сечения забоя при минимальной ширине призабойного пространства, м2 (см. табл. 3); 

 - допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве (для механизированных комплексов - 4 м/с, при наличии специального разрешения - до 6 м/с); 

d - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе (при обособленном проветривании не более 1 %); 

- коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству (при управлении кровлей полным обрушением принимается равным 1,1 - 1,5); 

- число циклов в сутки; 

 - коэффициент естественной дегазации пласта в период отсутствия работ по выемке угля (0,65 - 0,75); 

qсн4 - относительное газовыделение пласта, м3 на 1т суточной добычи (принимается по данным шахт).

Если при разработке высокогазоносных пластов производится их дегазация или газоотсос метановоздушной смеси из выработанного пространства, то в знаменатель формулы (17) дополнительно вводится коэффициент  = 0,6 - 0,7.

2.5.5. Горнотехнические показатели по очистному забою и выемочному участку

После определения длины комплексно-механизированного очистного забоя рассчитывается суточная нагрузка на забой с учетом горнотехнических факторов (скорости подачи комбайна)

,				(2.22)

где - нормативная суточная нагрузка на очистной забой, т/сут;

- количество угля с одного цикла, т;

 Т - время работы в очистном забое за сутки, мин;

- время, затрачиваемое на цикл, мин.

,			(2.23)

где с - коэффициент извлечения угля из забоя (0,97 - 0,98).

,			(2.24)

где - продолжительность добычной смены, мин (360 или 420 мин); 

- продолжительность подготовительно - заключительных операций в смену (принимать 15-20 мин/см); 

- количество смен по добыче угля в сутки.

,		(2.25)

где - принятая машинная длина лавы (без ниш), м; 

- рабочая скорость подачи комбайна, м/мин; 

- скорость холостого хода комбайна (5-6 м/мин); 

- суммарное время на вспомогательные операции цикла, отнесенные к 1м длины лавы (0,15 - 0,3 мин/м); 

- коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых (1,15-1,18);

- коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции (= 1,15 -1,2).

Рабочая скорость подачи комбайна, м/мин, определяется по энергозатратам на выемку угля с учетом сопротивляемости угля резанию и других технических факторов

			(2.26)

где - устойчивая мощность двигателей комбайна, кВт, в расчетах можно принимать  = (0,75 – 0,9) •, где - мощность двигателя комбайна (табл. 5); 

- удельные энергозатраты на выемку 1 т угля, кВт.ч/т, в диапазоне сопротивляемости угля резанию А = (80-300) кН/м можно определять по выражению

,		(2.27)

	При этом следует принимать А = (120-130)•, где  - коэффициент крепости угля по проф. М.М. Протодьяконову.

Полученную расчетным путем  необходимо скорректировать со скоростью передвижки крепи  и при   принять  = .

При линейном расположении секций и последовательной их передвижке и ручном дистанционном управлении из-под соседней секции (этот способ наиболее распространен) скорость крепления очистного забоя составляет

,				(2.28)

где - время передвижки одной секции, (18-22 с.); 

 - шаг установки секций крепи, м. (принимается из технической характеристики крепи);

Опыт работы передовых очистных бригад показал, что расчетная скорость передвижки крепи при ручном дистанционном управлении может быть при необходимости увеличена в 1,1-1,3 раза, если применяется так называемая параллельная схема передвижки, когда передвижкой управляют одновременно несколько пар рабочих.

Скорость крепления при групповой дистанционно - автоматической схеме управления передвижкой с пульта, вынесенного на штрек (крепи М137А и М138А)

,			(2.29)

где - число секций в группе (по характеристике крепи может, изменятся от 1 до 10).

Суточная нагрузка на очистной забой должна быть проверена по фактору проветривания (газовыделению)

,	  	    (2.30)

где  - площадь сечения лавы при минимальной ширине призабойного пространства, м2; 

d - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе (при обособленном проветривании не более 1 %); 

 - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство ( = 1,1-1,4); 

qсн4 - относительное газовыделение в лаве, м3/т суточной добычи (принимается относительная газоносность конкретного пласта); 

.- коэффициент, учитывающий естественную дегазацию пласта в период отсутствия работ по выемке угля в лаве (= 0,6-0,7); 

 .- коэффициент неравномерности газовыделения принимается от 1,43 до 2,14 в зависимости от абсолютного газовыделения в лаве ) Большим значениям  соответствуют большие значения 

При известной суточной добыче  и относительной газообильности пласта qсн4 можно определить абсолютную газообильность очистного забоя qаб, м3/мин

,			(2.31)

После расчета нормативной нагрузки на забой по горнотехническим факторам и условиям проветривания к дальнейшим расчетам в качестве суточной нагрузки принимается меньшее значение.

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки () составляет:

,			(2.32)

Окончательно количество циклов следует принимать кратным целому числу.

Затем следует скорректировать суточную нагрузку () в зависимости от принятого количества циклов

,		     (2.33)

В дальнейшем полученную суточную нагрузку  (т/сут) нужно принимать как плановую суточную добычу из очистного забоя.

	Основной объем добычи идет из очистных забоев при этом некоторое количество угля в количестве 10-12 % от суточной добычи шахты идет из подготовительных забоев.

Для ориентировочных расчетов выход угля из очистных забоев по отношению к общей добыче по шахте рекомендуется принимать для пологих и наклонных пластов в размере от 0,9 до 0,96, чтобы шахта обеспечивала расчетную мощность Аш, необходимо постоянно иметь определенное количество действующих очистных забоев nзаб, которое можно определить из выражения

,                  (2.34)

  где коч - коэффициент, показывающий долю добычи из очистных забоев в общей суточной добыче по шахте - Аш.сут.

2.6.  Организация труда в очистном забое, определение численности рабочих очистного забоя

Главным звеном всего процесса добычи угля на выемочном участке, является непосредственно очистная выемка угля комбайном и своевременное воссоздание очистного фронта взамен погашаемого .работа всех звеньев на выемочном участке и по шахте в целом должна быть непрерывной и ритмичной это обеспечивается соответствующей каждому очистному забою научно-обоснованной организации труда в нем. Для очистных забоев оборудованных механизированными комплексами присуща циклическая организация труда, но при этом многие процессы и операции всего цикла выемки по возможности должны быть совмещены во времени и целью максимально приблизить работу к поточной.

Все процессы и операции нужно вести по специально разработанному графику, который называется графиком организации работ  в данном забое. Для составления такого графика необходимо предварительно принять режим работы очистного забоя в течение суток и установить количество рабочих занятых на выполнении сменного и суточного объема работ основные показатели работы очистного участка (лавы) затем должны быть сведены в таблицу (она приведена ниже), которая называется таблицей технико-экономических показателей. Обычно на практике и это рекомендуется в проекте применять четырех сменный режим работы очистного забоя и участка из них три смены организуется по добыче, одна - ремонтно-подготовительная, ремонтно-подготовительной следует брать или первую или четвертую смены. Основной формой организации труда является сквозная суточная комплексная бригада. При установленной суточной добыче   численность рабочих занятых на выемке угля может определяться экономическим расчетом или, исходя из конкретных типовых условий ориентировочно принято по расстановке по рабочим местам. В добычную смену обычно должны выходить от 8 до 14 человек, иногда более в зависимости от величены суточной нагрузки на забой, обязанности между членами звена распределяются следующим образом: машинист комбайна, помощник машиниста – управляет комбайном, следят за его работой, от 3-5 помощников (ГРОЗ) занимаются передвижением секций крепи, 1-2 человека зачищают почву. Оформляют почву и т.д; по 2-4 человека работают соответственно на верхнем и нижнем сопряжении лавы, они занимаются его креплением передвижкой крепей сопряжений, усилением и поддержанием штреков в впереди и позади лавы, то есть усиливают крепь, ставят подхваты. Кроме того, в каждую добычную смену может выходить 1-2 дежурных электрослесаря в зависимости от добычи.

Численность рабочих, занятых в ремонтную смену, определяется по "Единым нормам повременно оплачиваемых рабочих" и для выполнения расчетов может быть принята в зависимости от сложности ремонта и добычи лавы: при Асут.оч до 1000 т - 5-6 чел.; 1200 -1600 т - 6-8 чел.; 1600 - 2000 т - 8-10 чел.; более 2000 т - 10-12 чел. Определив необходимое количество людей на смену по расстановке их по рабочим местам, получим, так называемый, явочный состав .

Чтобы определить общее количество людей, требуемое на смену, а затем и на сутки  определим списочный состав людей . А для этого необходимо установить коэффициент списочного состава 

,           (2.35) 

где Др.г - количество рабочих дней в году; принимается от 300 до 305 дней; 

Дп.р, Дв, Дотп - соответственно число праздничных, выходных дней и дней отпуска; 

Кув - коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам (Кув = 0,95 - 0,97).

Для расчета Ксп.с можно брать любой календарный год. Для рабочих очистного забоя коэффициент списочного состава должен быть не менее 1.4, если при расчете его значение окажется меньше указанного следует принять его равным 1.4.

Принятое ранее по расстановке количество рабочих в смену составляет рабочее звено, таких звеньев при трех сменном режиме работы будет три. Для определения необходимого числа рабочих на сутки, то есть полный состав очистной бригады  с учетом количества людей принятых в ремонтную смену , дежурных слесарей (1-2 в смену) , 1 крепильщика на сутки в ремонтную смену и по 1 машинисту подземных установок в рабочую смену . 

Явочный состав рабочих по выемочному участку на сутки составит

,	(2.36)

где  - количество смен в сутки по добыче (3 смены).

Списочный состав рабочих выемочного участка на сутки

. 		        (2.37)

Определив явочный и списочный состав, определим производительность труда рабочего очистного забоя на выход, т/вых

.	  	           (2.38)

Производительность труда рабочего очистного забоя за месяц (т/мес.)

,		          (2.39)

где - добыча за месяц из очистного забоя.

,	        (2.40)

где Пр.д.мес - количество рабочих дней забоя за месяц (принимается фактическое число рабочих дней за любой календарный месяц или 25,6).

Производительность труда рабочего добычного участка на выход (т/выход)

. 		     (2.41)

Производительность труда рабочего добычного участка за месяц

			.                           (2.42)

График составляет начальник участка для каждого конкретного забоя, затем его прорабатывают с горными мастерами, бригадирами и рабочими участка В качестве примера рассмотрим организацию работ в лаве отрабатывающий пласт мощностью 1,8-2,3 м, залегающий под углом 10-15 в лаве длиной 250 м оборудованном комплексом КМ87В и комбайном 1ГШ68.

Режим работы бригады — шестидневная рабочая неделя с общим выходным днем в воскресенье. Второй выходной день рабочие получают в течение недели по скользящему графику. Добыча угля производится в три смены. В бригаде 78 человек.

Бригада разделена на пять звеньев (добычные), которые состоят из 14 человек. В ремонтную смену дополнительно выходят 8 электрослесарей и 12 рабочих очистного забоя. Планограмма работ и график выходов по сменам показаны на рис.2.1. Сменное звено возглавляет звеньевой. Бригадир, как правило, выходит в первую смену. В ремонтные часы машинист комбайна с помощником и двумя электрослесарями производят профилактический осмотр, ремонт и смазку комбайна. Семь электрослесарей регулируют общеучастковые механизмы и электроаппаратуру. Семь горнорабочих заняты ремонтом гидрокрепи и маслостанции, два— проверкой цепей конвейеров СП-87П и СП-63. Два человека переносят камерные рамы и крепят сопряжения лавы с вентиляционным штреком. Три рабочих погашают вентиляционный штрек, извлекают металлическую арочную крепь, сокращают газоотсасывающий трубопровод и возводят чураковую перемычку. За 1 ч до конца смены все механизмы опробуются под нагрузкой.

В воскресные дни рабочие одной смены постоянно производят планово-предупредительный осмотр и ремонт оборудования, сокращают конвейер 1Л-100, заменяют отдельные узлы, производят ревизию электрооборудования и электроаппаратуры.

В добычную смену в лаве работает звено из 14 человек, обязанности между которыми распределяются следующим образом. Машинист комбайна и его помощник осматривают комбайн и меняют зубки, заливают масло в редуктор и выполняют другие работы по подготовке комбайна к выемке угля. После этого машинист управляет комбайном, помощник машиниста следит за силовым кабелем комбайна и шлангом орошения. Трое рабочих располагаются за комбайном и передвигают секции крепи М-87. В нижней части лавы один рабочий зачищает от штыба нижнюю ветвь цепи конвейера. Для этого в почве пласта под конвейером «проводится небольшая канава, в которую просыпается штыб при „движении цепи конвейера. В обязанности четырех рабочих входит зачистка «карманов» — пустот между конвейером и основавшем секций.

Выемка угля комбайном 1 ГШ-68 производится по челноковой схеме. Исходное положение — комбайн в нижней части лавы, конвейерная линия задвинута. Комбайн перемещается снизу вверх и снимает полосу угля по восстанию. Вслед за выемкой угля комбайном с отставанием от него в 3—5 м передвигают секции крепи. Зарубка новой полосы в верхней части лавы производится косыми заездами, а именно: комбайн опускается сверху вниз на 25—30 м и останавливается,   верхний    привод и часть   скребкового конвейера передвигают к забою, после чего комбайн, двигаясь по восстанию, зарубается и снимает клиновидную полосу угля. Одновременно с зарубкой комбайна в верхней части лавы в направлении сверху вниз осуществляется передвижка (участками по 30—50 м) лавного конвейера.

От вентиляционного штрека выемка угля производится вниз по падению; с отставанием в 20—30 м осуществляется передвижка конвейера. Комбайн, дойдя до конвейерного штрека, поднимается вверх на 25—30 м. Затем передвигается нижняя приводная головка вместе с конвейером к линии забоя, а комбайн, двигаясь по падению, зарубается и снимает клиновидную полосу угля. Выемка угля по челноковой схеме стала возможной благодаря погрузочному лемеху, смонтированному на лавном конвейере СП-87П.

При подготовке верхней приводной головки к передвижке двое рабочих снимают впереди конвейера (по ходу его подвигания) с нижней стороны крепи стойки, крепят верхнюю головку. В нижней части лавы, на сопряжении с конвейерным штреком, двое других рабочих снимают с верхней стороны крепи стойки впереди конвейера, устанавливают под верхняк стойки ГСК, заводят брус на сопряжении. После передвижки конвейера возводится костер на сопряжении лавы со штреком со стороны выработанного пространства (через четыре полосы). Такая организация труда в лаве позволила в отдельные сутки добывать по 3500—4000 т угля, а за год свыше 1 млн. т.. 





Рисунок 2.1 - График организации работ в лаве, оборудованной комплексом КМ87В при трехсменном режиме работы по добыче угля: 1— выемка угля комбайном; 2— передвижка секций крепи; 3—передвижка конвейера; 4— осмотр и ремонт оборудования; 5—зарубка комбайна «косыми звездами»































































Таблица  2.3  - Технологическая характеристика очистных механизированных комплексов и крепи



Комплексы



Мощность обслуживаемых пластов, м



Длина комплекса в поставке, м



Тип крепи



Шаг установки крепи, м



Шаг передвижки крепи, м



Сопротивление секции крепи, кН



Сопротивление крепи, кН



Конструктивная высота крепи, мм



Площадь проходного сечения для струи воздуха, м2

Характеристика кровли





















Класс непосредственной кровли

Тип основной кровли по нагрузочным свойствам



















min



max







1МК103

0,7– 0,95

170

Поддерж.

1,2

0,8

2800

500

500

950

1,4m + 1,2

Ср. уст.

Сред.

МКД90

0,8– 2

200

Поддерж. 

 и огр.-поддерж.

1,35

0,8

0,63

2670

480

550

1900

2,3m + 0,8

Неуст. и

ср. уст.

Сред.

КМ137

КМ137А

0,8–1,4

200

Поддерж.

1,5

0,8

1813

350–

450

560

1300

2,65m + 0,3

Ср. уст.

Тяж.

КМ138

КМ138А

1,4 –2,1

200

Поддерж.-оградит.

1,5

0,8



4200

900–1000

950

1995

2,88m - 0,55

Ср. уст.

Тяж.

МК75Б

1,6– 2,2

100

Поддерж.-оградит.

1,1

0,5

0,63

1500

400

1350

2200

1,25m + 0,7

Неуст.

Легк.

КМ-130

2,2–4,4

120

Поддерж.-оградит.

1,2

0,63

3140

720

2000

3260

1,5m + 0,83

Неуст. и

ср. уст.

Сред.

КМ-144

2,0–4,5

150

Оградит.-поддерж.

1,5

0,63 0,5

4800–

5000

600-

700

2150

4300

1,6m + 0,95

Неуст.

Тяж.

КМ-142

3,0 –5,0

120

Оградит.-поддерж.

1,5

0,5

7000

1300

1700

5000

3.05m + 1,9

Неуст.

Тяж.

2УКП5

3,7–5,0

120

Оградит.-поддерж.

1,5

0,5

4900

1150

2700

5100

3,0m + 2,15

Неуст. и

ср. уст.

Тяж.

2УКП

2,4– 4,5

120

Оградит.-поддерж.

1,5

0,5

4850

1200

2000

4750

2,8m + 2,25

Неуст. и

ср. уст.

Тяж.





2.7. Основные технико-экономические показатели работы выемочного участка

Технико-экономические  показатели  содержат  результаты  работ, полученные при выполнении всех запланированных работ в лаве, а также ряд других технических и экономических показателей. Полученные в дальнейшем основные технико-экономические показатели следует занести в таблицу 2.4.

Таблица 2.4. - Основные технико-экономические показатели

№

п/п



Наименование показателей



Единицы измерений



Значение показателей



1



Размеры шахтного поля

по падению 

по простиранию



м





2



Промышленные запасы шахтного поля



млн.т.





3



Производственная мощность шахты



т/сутки





4



Способ вскрытия шахтного поля









5



Способ подготовки









6



Система разработки









7



Технические средства очистных работ









8



Принятая длина лавы



м





9



Нагрузка на очистной забой



т/сутки





10



Количество действующих забоев









11



Состав звена явочный/списочный









12



Производительность труда рабочего очистного забоя на выход



т/вых





13



Производительность труда рабочего очистного забоя в месяц



т/мес 





Производительность труда рабочего добычного участка на выход 

(т/выход)





Производительность труда рабочего добычного участка за месяц

т/мес 









 СПИСОК  ЛИТЕРАТУРЫ

Основы горного дела: Учебник для вузов / П.В. Егоров, Е.А. Бобер, Ю.Н. Кузнецов и др. – М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2000. – 408с.

Семенихин А.Я. Процессы очистных работ и системы разработки. Учебное пособие / А.Я. Семенихин, В.В. Соин. - Новокузнецк: СибГИУ, 2003. -100 с.

Власкин Ю.К. Оформление расчетно-графической документации при выполнении курсовых и дипломных проектов. Методические указания /Ю.К. Власкин, В.Н. Фрянов, Г.И. Лубяная. - Новокузнецк: СибМИ, 1988. - 25 с.

Правила безопасности в угольных шахтах. - Самара: Самар. Дом печати, 1995.-242с.

Инструкции к правилам безопасности в угольных шахтах.- Самара: Самар. Дом печати, 1995. - 352 с.

Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. ВНТП-1 86. М.: Минуглепром СССР, 1986. - 62 с.

Бурчаков А.С. Технология и механизация подземной разработки пластовых месторождений / А.С. Бурчаков, Ю.А. Жежелевский, С.А. Ярунин. - М.: Недра, 1989. - 431 с.

Килячков А.П. Технология горного производства / А.П. Килячков. - М.: Недра, 1992. - 415с.

Технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах.   В 2-х ч.   4.1. Технологические схемы /ИГД им. А.А. Скочинского. - М.: Минуглепром СССР, 1991. - 202 с.

Технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. В 2-х ч. 4.11. Набор модулей и пояснительная записка /ИГД им. А.А. Скочинского. - М.: Минуглепром СССР, 1991. - 202 с.

Яцких В.Г. Горные машины и комплексы / В.Г. Яцких, Л.А. Спектор, А.Г. Кучерявый. - М.: Недра, 1984. – 456 с.

Подземный транспорт шахт и рудников: Справочник / Под ред. Г.Я. Пейсаховича, И.П.Ремизова. - М.: Недра, 1985. - 585 с.

Задачник по подземной разработке угольных месторождений / К.Ф. Сапицкий, Д.В. Дорохов, М.П. Зборщик и др. - М.: Недра, 1981. - 301 с.

Афоничкин А.А. Основные технико-экономические расчеты в угольной промышленности / А.А. Афоничкин, С.Е. Рыбников. - М.: Недра, 1992. - 192 с.

Рудничная вентиляция: Справочник/Под ред. К.З. Ушакова. - М.: Недра, 1988.- 440 с.

Указания о порядке и контроле безопасного ведения горных работ в опасных зонах. - Л.: ВНИМИ, 1986. - 42 с.













































СОДЕРЖАНИЕ





Стр.

предисловие

3

1. Теоретические сведения по основным вопросам технологии подземной разработки пластовых месторождений

7

   1.1.  Горное производство и горные предприятия

7

   1.2. Формы и элементы залегания полезных ископаемых



11

   1.3.  Понятие о запасах и потерях полезных ископаемых при разработке



16

1.4. Стадии разработки месторождений

17

1.5.  Производственная мощность и срок службы шахты



18

1.6.  Шахтное поле и деление его на части

20

1.7. Порядок отработки частей шахтного поля

25

	1.8. Общая характеристика вскрытия пластовых  месторождений 



27

	1.9. Вскрытия пластовых месторождений 

28

	1.9.1. Вскрытие одиночных пластов

28

	1.9.2. Вскрытие пологих и наклонных пластов вертикальными стволами 



30

	1.9.3. Вскрытие крутонаклонных и крутых пластов 

33

	1.9.4. Вскрытие свиты пластов наклонными  стволами 



35

	1.9.5. Вскрытие штольнями

36

	1.9.6. Комбинированное вскрытие 

37

1.10. Подготовка пластов в шахтном поле

38

1.10.1. Основные понятия

38

1.10.2. Подготовка выемочных полей

40

1.11. Очистные работы в угольных шахтах 

44

1.11.1. Технологические схемы очистных работ

44

1.11.2. Механизированная выемка угля в длинных очистных забоях



47

1.11.3. Доставка угля в очистных забоях 

49

1.12. Системы разработки пластовых месторождений 

51

1.12.1. Понятие о системах разработки и их классификация 

51

1.12.2. Сплошная система разработки

53

1.12.3. Столбовая система разработки

56

1.13. Организация работ в очистном забое

60

2 . расчет основных количественных показателей по шахте и выемочному участку





63

2.1. Определение запасов угля в шахтном поле

63

	2.2. Схемы подготовки и параметры выемочных полей и участков



67

2.3. Подготовительные работы 

68

  2.3.1. Состав и назначение подготовительных выработок 



68

  2.3.2. Характеристика подготовительных выработок 



68

2.4. Выбор системы разработки

70

2.5. Очистные работы

70

  2.5.1. Обоснование и выбор средств комплексной механизации очистных работ 



70

  2.5.2. Проверка крепи по допустимой скорости воздушной струи.



71

  2.5.3. Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера 



72

2.5.4. Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания 



75

2.5.5. Горнотехнические показатели по очистному забою и выемочному участку

77

2.6.  Организация труда в очистном забое, определение численности рабочих очистного забоя

81

2.7. Основные технико-экономические показатели работы выемочного участка

87

СПИСОК ЛитературЫ

88















План 2003





Семенихин Анатолий Яковлевич

Любогощев Виктор Иванович

Златицкая Юлия Александровна













Технология   подземных   горных   работ 









Учебное пособие











Редактор Н.И. Суганяк









Изд. лиц. № 01439 от  05.04.2000 г. Подписано в печать

Формат бумаги 6084 1/16 Бумага писчая. Печать офсетная.

Усл. печ. л.         Уч.- изд. л.        Тираж          Заказ





ГОУ ВПО «Сибирский государственный индустриальный университет»

654007, г. Новокузнецк, ул.Кирова 42. 

Издательский центр ГОУ ВПО «СибГИУ»