Szablon projektu TPEZ II

UPROSZCZONY PROJEKT UDOSTĘPNIENIA, ROZCIĘCIA I EKSPLOATACJI ZŁOŻA POKŁADOWEGO
Spis treści
1. Mapa spągu pokładu, głębinowy wykres zasobów oraz przekrój pionowy przez złoże
2. Charakterystyka warunków górniczo-geologicznych
2.1. Miejsce zalegania złoża
2.2. Kategoria ochrony powierzchni
2.3. Głębokość zalegania złoża jego grubość i kąt nachylenia
2.4. Rodzaj skał stropowych i spągowych w otoczeniu pokładu węgla wraz z profilem
2.5. Klasyfikacja skał stropowych wg GiG
2.6. Występujące zagrożenia naturalne
2.7. Zaburzenia tektoniczne i sedymentacyjne
3. Sposób udostępnienia i rozcięcia złoża do eksploatacji
3.1. Określenie kategorii powierzchni
Z uwagi na lokalizację rozpatrywanej parceli eksploatacyjnej względem powierzchni terenu rejon
eksploatacji został zaliczony do…………………………………….
Tabela 1. Kategorie ochrony powierzchni
Uproszczony podział terenów i obiektów wg kategorii ochrony powierzchni
Kategoria
ochrony
powierzchni
Dopuszczalne deformacje
Emax
Tmax
Rmin
[mm/m]
[mm/m]
[km]
I
1,5
2,5
20
II
3,0
5,0
12
III
6,0
10,0
6
IV
9,0
15,0
4
V
>9,0
>15,0
<4
Rodzaje obiektów
Zabytkowe obiekty, ważne urządzenia przemysłowe, główne
gazociągi, zbiorniki wodne.
Obiekty przemysłowe, piece hutnicze, szyby, duże miasta, główne
szlaki, stacje kolejowe, mosty.
Główne drogi, mniej ważne budynki, rurociągi, kanalizacja,
wysokie kominy.
Stadiony sportowe, pojedyncze budynki mieszkalne, inne mało
ważne budynki, obiekty.
Występują poważne uszkodzenia oraz zniszczenia obiektów i
terenów (łąki, lasy)
Sprawdzenie maksymalnych wartości deformacji powierzchni (Emax [mm/m], Tmax [mm/m],
Rmin km) dla rozpatrywanej parceli eksploatacyjnej.
gdzie:
εmax – największe odkształcenia poziome
Wmax – największe obniżenie terenu
Tmax – największe nachylenie terenu
Rmin – promień krzywizny zbocza niecki obniżeniowej
a – współczynnik eksploatacji (dla zawału skał stropowych a = 1 ÷ 0,8, dla podsadzki hydraulicznej a =
0,35)
g – miąższość pokładu
tgβ – kąt zasięgu wpływów głównych (550 – 750)
H – średnia głębokość eksploatacji ( w waszym przypadku średnia głębokość eksploatowanego piętra
lub poziomu eksploatacyjnego)
Umax – maksymalne przemieszczenia poziome
Odliczenie deformacji powierzchni dla zawału skał stropowych
Po przeprowadzenie obliczeń i porównaniu z dopuszczalnymi wartościami odkształceń dla
………………………………………………… (tab. 1) przyjmuje się, system eksploatacji z zawałem
stropu/podsadzką hydrauliczną (gdy wartości obliczone są mniejsze od wartości dopuszczalnych
wybieramy zawał skał stropowych, w przypadku gdy wartości obliczeniowe są większe przyjmujemy
podsadzkę hydrauliczną.
Obliczenie deformacji powierzchni dla podsadzki hydraulicznej
3.2. Określenie stateczności stropu zawałowego
Klasyfikację skał stropowych dla Polskich warunków górniczo-geologicznych zamieszczono
w tab. 2.
Tabela 2.Klasyfikacja skał
Rodzaje skał
A1
A
B
C
D
E
Bardzo kruche łupki gęsto uławicone
Łupki ilaste uławicone, względnie bardzo
mało zwięzły węgiel
Łupki ilaste średnio uławicone, względnie
zwięzły węgiel
Łupki piaszczyste lub piaskowce średnio
uławicone, względnie zwięzły węgiel
Łupki piaszczyste lub piaskowce grubo
uławicone, względnie bardzo zwięzły węgiel
Piaskowce bardzo grubo uławicone
Wytrzymałość laboratoryjna na
ściskanie Rc [MN/m2]
skały
węgiel
5 – 12
13 – 24
15 – 24
25 – 39
śr. 32
40 – 45
śr. 58
55 – 75
śr. 65
75 – 110
śr. 90
25 – 35
śr. 30
36 – 43
śr. 40
44 – 52
śr. 48
Zwięzłość f
skały
0,4 – 0,7
węgiel
0,8 – 1,2
0,6 – 1,0
1,3 – 2,0
1,1 – 1,4
2,1 – 3,0
1,5 – 1,7
3,1 – 4,0
1,8 – 2,0
4,1 – 6,0
Sandstone
Shale
Coal
Shale -parting
Coal
Shale
Sandstone
Fig. 2. Uproszczony profil skał otaczających pokład
Na stateczność pakietu warstw skalnych stropu zawałowego ściany składa się szereg
zasadniczych czynników, jak:





rodzaj warstw,
ich wzajemny układ,
stopień zawilgocenia,
właściwości wytrzymałościowe,
naturalna podzielność warstwowa.
Stateczność tych warstw określa się liczbą wskaźnikową – L:
gdzie:
Rc – wytrzymałość skał na ściskanie [MPa],
K1, k2, k3 – współczynniki.
Tabela 3. Wartość współczynników obliczeniowych dla liczby "L"
współczynnik
Rodzaj skał
k1
k2
k3
Piaskowce
0,33
0,7
0,7
Mułowce
0,42
0,6
lub
Iłowce
0,5
0,6
0,8
Wyznaczenie liczby „L” dla:

stropu bezpośredniego,
Rc =
[MPa],
L1 =

pakietu skał stropowych o miąższości 5×mp (miąższość pokładu)
Rcśrednie =
[MPa],
L2 =
Tabela 4. Klasa stropu zawałowego
Klasa stropu
zawałowego
Liczba wskaźnikowa
stropu zawałowego
I
0 < L ≤ 18
II
18 < L ≤ 35
III
35 < L ≤ 60
IV
60 < L ≤ 130
V
130 < L ≤ 250
VI
L > 250
Charakterystyka stropu zawałowego
Stropy bezpośrednie, najsłabsze, odpadające natychmiast po odsłonięciu
(przy dolnych wartościach wskaźnika) lub z pewnym opóźnieniem. Dla
utrzymania tego rodzaju stropu niezbędne jest przypinanie łaty węgla
Stropy bezpośrednie bardzo trudne i trudne do utrzymania, stropy
rozpadające się ( do L=30), pełne dziur, obwałów i spękań. Stropy wiszące
na obudowie, bardzo zawalające się, kruche, niebezpieczne
Stropy przy dolnej granicy L spękane z lokalnie występującymi obwałami,
słabe, stopniowo przechodzące w coraz mocniejsze. Przy górnej granicy L
dość dobre, łatwo przechodzące w stan zawału
Stropy przy dolnej granicy L dobre stopniowo coraz trwalsze, następnie
bardzo dobre, stwarzające dobre warunki pracy, typowo zawałowe, w
pobliżu górnej granicy L przechodzą trudno w stan zawału
Stropy bardzo mocne i trwałe. Prowadzenie ścian z zawałem stropu
wymaga stosowania odpowiednich technik powodowania zawału
Stropy wybitnie mocne i trwałe. W obecnych warunkach technicznych nie
przewiduje się przy takich stropach prowadzenia ścian z zawałem.
Z obliczonej liczby wskaźnikowej stropu zawałowego wynika, iż:
………..…………………………………………………………………………………………………………………………………………………
……………………………………………………………………………………………………………………………………………………………
……………………………………………………………………………………………………………………………………………………………
……………………………………………………………………………………………………………………………………………………………
…………………………………………………………………………………………………………………………………………………………...
3.3. Dobór systemu eksploatacji z uwagi na warunki górniczo-geologiczne oraz klasyfikację
systemów eksploatacji w kopalniach węglowych
3.4. Sposób udostępnienia i rozcięcia złoża (rysunek)
3.5. Określenie wymiarów poprzecznych chodnika przyścianowego
Metoda minimalnych obrysów
Metoda minimalnych obrysów polega na wyznaczeniu minimalnej wysokości i szerokości
wyrobiska w oparciu o zastosowanie maszyny i urządzenia w tym wyrobisku. W tej metodzie
należy zsumować wszystkie szerokości urządzeń oraz minimalne odstępy ruchowe pomiędzy
tymi urządzeniami i odstępy ruchowe pomiędzy urządzeniami i obudową chodnikową.
Poniżej pokazany został przykład (fig.2) doboru szerokości i wysokości wyrobiska z uwagi na
zainstalowane w nim urządzenia i maszyny.
Na podstawie przykładu proszę dobrać maszyny i urządzenia znajdujące się w przodku i wykonać
schemat przekroju wyrobiska wraz z konturami maszyn górniczych.
Wymiaru maszyn i urządzeń znajdują się w katalogach, odstępy ruchowe PN-G-06009 lub
Rozporządzenie ministra w sprawie prowadzenia ruchu zakładu górniczego.
1
2
3
4
Fig. 3. Przykładowy schemat doboru przekroju wyrobiska z uwagi na szerokości maszyn górniczych
1 – lutniociąg, 2 – kolejka podwieszana, 3 – przejście dla ludzi, 4 – przenośnik taśmowy.
S w. min  1.1  xi
Gdzie:
Sw min – minimalna szerokość wyrobiska
Xi – szerokość urządzeń, maszyn przejścia dla ludzi oraz odstępy ruchowe
H w. min  1.1  (max . yn )   yi
Gdzie:
Hw min – maksymalna wysokość wyrobiska
Yi – wysokości urządzeń, maszyn przejścia dla ludzi oraz odstępy ruchowe
Obliczanie kryterium wentylacyjnego dobranej obudowy
Dla projektowanego wyrobiska powinno zostać spełnione kryterium wentylacyjne
Vrz=
Q
 Vdop
S
gdzie:
Vrz- rzeczywista prędkość powietrza [m/s]
Q- natężenie przepływu powietrza [m3/s]
S- przekrój użyteczny wyrobiska (w świetle obudowy) [m2]
Vdop- dopuszczalna prędkość powietrza w wyrobisku [m/s]
Obliczenie wydatku powietrza ze względu na ilość ludzi
Q1 = a*N [m3/min]
współczynnik zależny od głębokości dla H 120 m ; a= 10 m3/min
N- ilość ludzi na najliczniejszej zmianie w danym oddziale
Q1=
[m3/min]
Obliczanie wydatku powietrza ze względu na wydobycie
Q2=Wd*gw [m3/min];
gdzie:
gw - współczynnik najmniejszego wydatku powietrza przypadającego na 1 tonę wydobycia PN-63/G05162
Wd- wydobycie dobowe [T]
Q2=
[m3/min]
Obliczanie wydatku powietrza ze względu na głębokość zalegania złożą
Q3=kz*Q2 [m3/min]
kz – współczynnik zależny od głębokości [m3/min] PN-63/G-05162
[m3/min]
Q3=
Prędkość przepływu powietrza:
Vrz=
Q
 Vdop
S
Z uwagi na zmniejszenie przekroju wyrobiska z powodu umieszczenia tam maszyn i urządzeń i
wydzielania przez nie ciepła zwiększamy ilość powietrza do ……. [m3/min], Vdop = ……. [m/s] warunek
został ………………..
Parametry wentylacyjne zostały wyznaczone wg PN-63/G-05162
Obliczenie obciążenia obudowy
Statyczne obciążenie stropowe
gdzie:
qw – ciśnienie warunkowe [MPa]
Ww – wysokość wyrobiska w wyłomie [m]
ko – współczynnik wpływu kąta tarcia wewnętrznego skał w ociosach
tab.5 Wartość współczynnika ko w zależności od wytrzymałości skał w ociosach Rco
Rco
[MPa]
ko
10
15
20
25
30
35
40
45
50
0,8284
0,6055
0,4721
0,3852
0,3245
0,2862
0,2462
0,2195
0,1980
Wartość ciśnienia warunkowego qw dobieramy z tablic (zamieszczone poniżej). Zależy ona od
głębokości posadowienia wyrobiska „H”, obliczeniowej szerokości wyrobiska „Sobl” oraz
wytrzymałości na ściskanie skał stropowych „Rc”.
Sobl = Sw
Sw – szerokość wyrobiska w wyłomie [m]
Obciążenie obliczeniowe
gdzie:
kg – współczynnik osłabienia górotworu (przyjąć z tablic poniżej)
Rs – wspł. Wpływu wilgotności skał na ich wytrzymałość (przyjąć 0,95÷0,75)
ku – współczynnik wpływu uskoku, przyjąć 1,2
kα – współczynnik nachylenia warstw stropowych względem wyrobiska, przyjąć 1,15
kβ – współczynnik wpływu nachylenia podłużnego wyrobiska
Kąt nachylenia wyrobiska
0o < β <15o
15o < β <25o
25o < β <35o
ke – współczynnik wpływów eksploatacyjnych, przyjąć 1
ks – współczynnik wpływu wyrobisk sąsiadujących
kβ
1,0
1,15
1,2
xs – odległość pomiędzy wyrobiskami
qdyn – wpływ spodziewanych wstrząsów[MPa], należy przyjąć odległość warstwy tąpiącej od pułapu
wyrobiska oraz spodziewaną energię wstrząsu „Ew”. Wartość qdyn dobrać z poniższej tabeli.
Obliczona wartość obciążenia:
Dobór obudowy polega na porównaniu wartości obciążenia obliczeniowego obudowy „qo” z
wartościami wskaźnika nośności odrzwi obudowy „WN”. W ten sposób określamy rozstaw odrzwi
obudowy „d”:
Wartość wskaźnika nośności odrzwi WNobl należy przyjąć wg następujących zależności:
WN – przyjąć z poniżej tablicy
kwykł – współczynnik wpływu wykładki pomiędzy wyłomem a odrzwiami obudowy (rodzaj wykładki
dowolny), dobrać z poniżej tablicy
tab. 6. Wartość współczynnika wpływu wykładki kwykł pomiędzy wyłomem a odrzwiami obudowy, przy nieciągłej opince
Sposób zabezpieczenia kontaktu odrzwi z wyłomem
Wykładka mechaniczna, oklinowanie lub inne rozwiązania
Wykładka szczelna
Wykładka luźna
Brak wykładki
Ez [MPa]
40
7,0
1,5
-
kwykł
1,0
0,8
0,6
0,4
3.6.
Opis technologii drążenia wyrobiska przyścianowego
4. Określenie podstawowych parametrów systemu eksploatacji złoża
4.1. Opis technologii urabiania złoża systemem ścianowym
4.2. Określenie zasobów złoża w polu ścianowym
Zasoby
Do wyliczenia zasobów złoża w projektowanej parceli eksploatacyjnej przyjmujemy, iż
eksploatowana parcelo tworzy sześcian w wymiarach W×S×h, gdzie:
W – wybieg ściany [m],
S – długość ściany [m],
g– miąższość pokładu [m].
Ciężar objętościowy węgla γ= 1,25÷1,45 [T/m3],
Zasoby -
Wydobycie dobowe
Przyjmujemy:



zc - 4 zmiany robocze, 3 zmiany eksploatacyjne i 1 konserwacyjna,
Ilość cięć kombajnu na jedna zmianę ic = 3,
Zabiór z = 0,8 [m]
Postęp dobowy -
Pd = zc × ic ×z =
Wydobycie dobowe -
Wd = S × g × P d × γ =
[m/dobę]
[T]
4.3. Określenie wielkości wydobycia dobowego oraz postępu dobowego
4.4. Kalendarz robót eksploatacyjnych
Kalendarz robót eksploatacyjnych wykonać na rysunku pola ścianowego.
4.5. Dobór kompleksu ścianowego
4.5.1. Dobór obudowy hydraulicznej
Przed przystąpieniem do obliczeń proszę z katalogów maszyn dobrać obudowę zmechanizowaną
zawałową lub podsadzkową w zależności od systemu eksploatacji oraz zakresu pracy obudowy
(dobrać do wysokości pokładu „g”).
Warunek dobrego utrzymania stropu zostanie spełniony wówczas, gdy wartość wskaźnika
nośności stropu wynosi 0,7. Jest to wartość graniczna, poniżej której występuje zagrożenie zawałem i
złe warunki utrzymania stropu. Przyjęto, że przy wskaźnikach nośności stropu w przedziale
0,7≤gs<0,8 należy liczyć się z utrudnieniami w prowadzeniu ściany. Utrudnienia związane są z
zagrożeniem opadu skał stropowych lub przemieszczeniem pionowym bloków skalnych.
Dla określenia wartości wskaźnika nośności stropu „gs” korzystamy ze wzoru:
z1 – jednostkowe nachylenie stropu
zg – wartość granicznego nachylenia stropu
Określenie wskaźnika „gs” ma za zadanie scharakteryzowanie stanu utrzymania stropu
wyrobiska (tab.4.1).
Tabela 5. Wartości wskaźnika nośności stropu „gs”
Wartość wskaźnika nośności stropu
„gs”
Stan utrzymania stropu wyrobiska
gs < 0,7
Złe utrzymanie stropu, zagrożenie zawałem
0,7 ≤ gs < 0,8
Występowanie opadu stropu lub progów o charakterze schodowym
gs > 0,8
Dobre i bardzo dobre utrzymanie stropu
Po przekroczeniu pewnej wartości osiadania, następuje rozpad warstwy skalnej. Taka graniczna
wartość osiadania jest różna dla różnych rodzajów skał. Dla skał mocnych jest większa. Dla skał
słabych bardzo mała. Wiąże się to z gęstością uwarstwienia skał. Im cieńsze są poszczególne warstwy
elementarne, tym większa jest możliwość całkowitego obluzowania bloku wzdłuż utworzonej
szczeliny. Na podstawie obserwacji prowadzonych w wyrobiskach ścianowych, można określić
wartość granicznego nachylenia stropu utworzonego danego rodzaju skał, po przekroczeniu której
staje się on zbiorowiskiem luźnych bloków skalnych. Wyraża się ona nachyleniem tego stropu (zg)
[mm] przypadająca na 1 [m] rozpiętości stropu:
gdzie:
ke – współczynnik zależny od systemu eksploatacji, (dla zawału 0,8, dla podsadzki hydraulicznej
0,35)
Rc – wytrzymałość stropu [MPa]
Wartość jednostkowego nachylenia stropu z1 [mm/m] czyli nachylenia występującego na
pierwszym metrze rozpiętości wyrobiska od czoła ściany jest decydującym czynnikiem o wielkości
osiadania stropu na całym wyrobisku.
Dla ścian zawałowych wartość z1 wylicza się ze wzoru:
Dla ścian podsadzkowych z1 wylicza się ze wzoru:
gdzie: mp – stosunek wartości momentu podporności obudowy Mp [MNm] do wartości
momentu obciążenia wyrobiska MQ [MNm].
Przy obliczaniu jednostkowego nachylenia stropu niezbędne jest wyznaczenie momentu
wypadkowej podporności sekcji obudowy zmechanizowanej „MP” oraz podporności średniej
obudowy zmechanizowanej „Pz”, który obliczany jest dla odcinka ściany, na którym jedna z
sekcji rozparta jest podpornością wstępną a druga przemieszczana jest w kierunku ociosu a
kolejna nie została jeszcze przesunięta, jest to najmniej korzystna sytuacja w trakcie
normalnej pracy ściany.
gdzie:
i – ilość stojaków hydraulicznych obudowy zmechanizowanej,
nk – współczynnik redukcyjny podporności stojaka (1÷0,8),
nw – współczynnik przenoszenia podporności sekcji obudowy na strop wyrobiska (0,7÷1)
Pr – podporność robocza stojaków sekcji obudowy zmechanizowanej [MN],
n0 -
Pw – podporność wstępna stojaków sekcji obudowy zmechanizowanej [MN],
– przyjmujemy, 1,2÷1,5,
ncz – współczynnik pracy obudowy przyjmujemy, 0,2÷0,9,
zśr – średnia wartość zaciskania wyrobiska ścianowego na odcinku
, przyjmujemy,
60÷140 [mm/m],
nm – współczynnik wpływu małej wytrzymałości otoczenia – w tym przypadku
przyjmujemy 1.
Moment podporowy obudowy zmechanizowanej wynosi:
lz – ramię działania siły podporności Pz, przyjmujemy 3,5÷4,2 [m].
Ciężar górotworu działający na wyrobisko ścianowe jest równy ciężarowi wycinka bryły
górotworu o szerokości 1 [m], licząc wzdłuż frontu ściany oraz długości podstawy,
prostopadłej do tego frontu, równej rozpiętości wyrobiska. Wysokość wycinka oraz kształt
ścian bocznych zależy od przyjętego systemu eksploatacji i wytrzymałości stropu.
Obciążenie wyrobiska ścianowego, przypadające na 1 [m] bieżący jego długości, dla
systemu zawałowego wynosi:
dla systemu z podsadzką hydrauliczną:
gdzie:
nQ – współczynnik obliczeniowy, przyjmujemy 0,02÷0,09,
hs = g – zredukowana wysokość wyrobiska eksploatacyjnego [m],
Li – rozpiętość wyrobiska [m],dla zawału 4,5÷5,7, dla podsadzki hydraulicznej 5÷7,5,
h0 – zero podsadzkowe [m], 0,2÷0,4,
Rcw – wytrzymałość węgla na ściskanie, przyjmujemy 15÷30 [MPa]
Moment obciążenia wyrobiska ścianowego wynosi:
Jeśli gs<0,7 nie możemy zastosować dobranej obudowy zmechanizowanej. Należy
dobrać obudowę o większej podporności.
4.5.2. Dobór kombajnu ścianowego
Wkk – wydajność katalogowa kombajnu
Warunek Wkk > Wd
4.5.3. Dobór przenośnika ścianowego
Wkp – wydajność katalogowa przenośnika
Wkp =
[T/min]
Wydajność katalogowa dla (zc) trzech zmian wydobywczych
Wkpzc = Wkp × zc
[T]
Warunek Wkkzc > Wd
4.6. Charakterystyka dobranych maszyn i urządzeń
4.7. Ustalenie rozruchu ściany „R”
Za okres rozruchu ściany uważa się prowadzenie ściany od jej rozpoczęcia do czasu wystąpienia i
przejścia pierwszego wzmożonego ciśnienia stropu zasadniczego i powstania pełnego zawału na całej
długości ściany.
W nierozeznanych pokładach lub ich częściach za okres rozruchu ściany uważa się wybieg ściany
co najmniej 30 metrów na całej jej długości.
Za okres rozruchu ściany podsadzkowej uważa się okres od jej uruchomienia do chwili uzyskania
podparcia stropu przez pas podsadzkowy o szerokości 15 do 25 metrów na całej długości ściany.
L – liczba wskaźnikowa stropu
4.8. Określenie dopuszczalnej ścieżki przystropowej „s”
Ścieżka przystropowa jest to odległość pomiędzy końcem stropnicy a czołem ściany
L – liczba wskaźnikowa stropu
h – wysokość odpadającej warstwy stropu
h≤10 [cm] – normalne warunki prowadzenia ściany
10<h≤20 [cm] – utrudnione warunki prowadzenia ściany
h>20 [cm] – niebezpieczne warunki prowadzenia ściany
4.9. Szczegółowy rysunek eksploatacji złoża systemem ścianowym
4.10.
Sposób zabezpieczenia wyrobiska przyścianowego przed frontem ściany (w
jednostronnym otoczeniu zrobów)
4.11.
Sposób zabezpieczenia skrzyżowania ściana-chodnik
5. Charakterystyka zagrożeń naturalnych i ich zwalczanie