Wyniki wyszukiwania - BazTech

1

Maszyny urabiające w wybranych metodach eksploatacji cienkich pokładów węgla kamiennego

Bołoz Ł.

Systemy Wspomagania w Inżynierii Produkcji

|

2018

|

Vol. 7, iss. 1

131--142

PL

Eksploatacja pokładów cienkich, czyli takich o miąższości do 1,6 m wiąże się z ograniczeniami technicznymi, ergonomicznymi oraz ekonomicznymi. Wybieranie pokładów rozpoczyna się od średnich i grubych a cienkie często eksploatowane są tylko wtedy, gdy jest wymagane ze względów bezpieczeństwa. Jednak wraz z wyczerpywaniem złóż węgla kamiennego zachodzi konieczność ich wybierania. Duże zróżnicowanie warunków było przyczyną powstania wielu metod i systemów eksploatacji oraz maszyn stosowanych czasami jedynie lokal-nie w różnych zakątkach świata. W artykule przedstawiono wybrane metody stosowane w eksploatacji pokładów cienkich w kopalniach podziemnych jak i z powierzchni. Szczególną uwagę zwrócono na nietypowe i rzadko stosowane metody oraz maszyny, które nie są występują w Polsce. Omówiono maszyny urabiające pracujące w systemach komorowo-filarowych oraz metodach Highwall mining, Auger mining a także Punch longwall mining. Natomiast systemy ścianowe omówiono w artykule „Maszyny urabiające w ścianowych systemach eksploatacji cienkich pokładów węgla kamiennego”.

EN

The exploitation of thin seams with the thickness of up to 1.6 m connected with technical, ergonomic and economic limitation. Selection of seams start from medium and thick and thin are often exploited only when it is required for safety reasons. However, as hard coal deposits run out, it is necessary to select them. The wide variety of conditions has led to the development of many exploitation methods and systems, as well as machines that are sometimes used only locally in different parts of the world. The article presents selected methods of exploitation of thin coal seams in underground as well as surface mines. Special attention has been paid to untypical and rarely used methods and machines that are not present in Poland. The paper discusses mining machines working in room and pillar mining and methods of Highwall mining, Auger mining and Punch Longwall mining. However, the wall systems were discussed in the article of "Cutting machines in longwall systems of exploitation of thin coal seams”.

2

Model symulacyjny odstawy urobku z robót przygotowawczych w kopalniach KGHM „Polska Miedź" SA

Kowalski A., Kubiak D., Szwancyber Ł., Sobol-Wojciechowska J., Śliwiński P.

Wiadomości Górnicze

|

2014

|

R. 65, nr 10

542--549

PL

W artykule przedstawiono zagadnienia modelowania i symulacji w aspekcie opracowanego modelu symulacyjnego, umożliwiającego optymalizację procesu odstawy urobku z oddziału wydobywczego do prac przygotowawczych w kopalniach KGHM „Polska Miedź" SA. Scharakteryzowano środki odstawy oponowej stosowane powszechnie w systemie eksploatacji komorowo-filarowym (takich jak: wóz odstawczy, ładowarka kopalniana: ŁK2, ŁK3, ŁK4), jak również nakreślono budowę modelu odstawy urobku do prac przygotowawczych oraz topologię wiązki trój- lub pięciochodnikowej w modelu symulacyjnym.

EN

The paper presents the modeling and simulation in terms of a developed simulation model, enabling the optimization of the process of the run-of-mine haulage from the mining section connected with development works in the mines of KGHM „Polish Copper" SA. The paper characterizes measures of a tire type haulage commonly used in the room and pillar mining system (such as a shuttle car, mine loaders: ŁK2, ŁK3, ŁK4), the article also outlines the construction of a model construction for the run-of mine haulage related to development works as well as the topology of three - or five entry sidings in a simulation model.

3

Wyzwania związane z wydobyciem w systemie filarowo-komorowym na głębokości 900 metrów w Czechach

Schloemer W. J.

Inżynieria Górnicza

|

2014

|

nr 3

29--34

PL

W artykule przedstawiono proces wydobycia z zastosowaniem systemu komorowo-filarowego na głębokości 900 m w czeskiej kopalni ČSM, stanowiący jednocześnie próbę prowadzenia prawdopodobnie najgłębszej eksploatacji z użyciem tego systemu wybierania złoża. Opisano szczegółowo warunki geologiczne, w jakich wydobycie jest prowadzone, oraz sposób określenia rozmiarów filarów. Metodą zabezpieczającą podtrzymywanie górotworu jest kotwienie przedstawione w trzech różnych wersjach. Następnie przeanalizowano ryzyka, takie jak samozapłon czy kwestie związane z prowadzeniem wydobycia. W części podsumowującej wymieniono obowiązki monitorowania aktywności górniczej nałożone na Spółkę OKD przez czeski Urząd Górniczy.

EN

Presentation of the room and pillar mining method at a depth of 900 m depths, in the Czech mine ČSM, which is an attempt to conduct probably the deepest exploitation of coal with use of this method. The article describes in detail the geological conditions under which the mining is conducted and explains how to determine the size of the pillars. The method of roof and cavity support is bolting, presented in the article in three different versions. Moreover, the risks were analyzed including spontaneous combustion and others related to the mining activity. The summary section includes a list of monitoring responsibilities related to the mining activity that were put on the OKD company by the Czech Mining Authority.

4

Quantifying the uncertainty of pillar safety factor by Monte Carlo simulation - a case study

Ghasemi E., Shahriar K., Sharifzadeh M., Hashemolhosseini H.

Archives of Mining Sciences

|

2010

|

Vol. 55, no 3

623-635

EN

The pillar failure hazards are the major problems in underground coal mines, which are generally unpredictable due to associated uncertainties arising out of the complexity of geological conditions and variability in mining parameters. The pillar safety factor, always considered in pillar design and planning of underground coal mines, may be an important predictor for pillar failures. In this paper, contributing parameters on pillar safety factor for the main panel of Tabas Central Coal Mine, located in the mid-eastern part of Iran which is going to be extracted by room and pillar method, are collected. The mean value of probabilistic pillar safety factor for the case study mine was found to be 1.47. However, the probability of the estimated pillar safety factor of less than or equal to one, was found to be 22.5%. The effects of the random variables on pillar safety factor and probability of pillar failure were determined using Monte Carlo simulation method. Based on results of simulation runs for each variable, the probability of pillar failure was determined. In addition, a multi-variable regression analysis was performed to determine the correlation between the random variables and the pillar safety factor. Uniaxial compressive strength of coal, with the coefficient of correlation of +0.61, was found to be the most important parameter to control the pillar safety factor.

PL

Zagrożenie związane z pękaniem filarów ochronnych stanowi jeden z poważniejszych problemów w podziemnych kopalniach węgla; pękania te są z reguły nieprzewidywalne z uwagi na element niepewności związany ze złożonymi warunkami geologicznymi i z różnorodnością parametrów górniczych. Współczynnik bezpieczeństwa dla filarów, zawsze uwzględniany w procesie projektowania filarów i planowania kopalni podziemnych, może być cennym wskaźnikiem przy prognozowaniu pękania filarów. W artykule tym parametry przyjęte do obliczania współczynnika bezpieczeństwa pochodzą z głównego pola wydobywczego w kopani węgla kamiennego Cabas, położonej w środkowo-wschodnich regionach Iranu. Wybieranie odbywało się metodą filarowo-komorową. Wartość średnia probabilistycznego współczynnika bezpieczeństwa dla filara otrzymana dla kopalni uwzględnionej w studium przypadku wyniosła 1.47. Jednakże prawdopodobieństwo szacowania współczynnika bezpieczeństwa w wysokości 1 lub poniżej wyniosło 22.5%. Wpływ zmiennych losowych na wielkość współczynnika bezpieczeństwa i prawdopodobieństwo pęknięcia filara określone zostały w oparciu o symulacje metodą Monte Carlo. W oparciu o wyniki symulacji prowadzonych dla każdej zmiennej obliczono prawdopodobieństwo pęknięcia filara. Ponadto, przeprowadzono badania metodą regresji wielu zmiennych w celu ustalenia korelacji pomiędzy zmiennymi losowymi a współczynnikiem bezpieczeństwa dla filara. Stwierdzono, że jednoosiowe naprężenia ściskające węgla jest najważniejszym parametrem determinującym współczynniki bezpieczeństwa dla filara, przy współczynniku korelacji wynoszącym +0.61.

5

Empirical verification of voussoir beam approach to the risk of bolted mine roof failure

Kidybiński A.

Archives of Mining Sciences

|

2005

|

Vol. 50, no 4

449-464

EN

In this paper a two-section voussoir beam analogue of mine roof strata was defined as based on its stability equation and the safety factor of bolted roof in the Polish copper mines (Lubin-Głogów Copper District) was analysed using roof-falls statistics. The equation contains both known values (such as S - maximum roof span, Y - specific weight of rocks, d -length of bolts being equivalent to roof strata beam depth, and Rc- uniaxial compressive strength of rocks) as well as unknown values (such as Z - height of compression arch, N - coefficient by thickness of compression arch, wp - coefficient of articulated joints' strength and Wk - coefficient by stiffness of bolting system). All unknown values were merged within joint factor K and a roof falling risk equation was formulated containing all values mentioned as well as the mass / intact strength ratio of rocks. A total of 136 short sections of openings (galleries) were selected in three copper mines (Lubin, Rudna and Polkowice-Sieroszowice) both with considerable roof failure experienced (82 sections) and long term stable roof strata (54 sections), the latter being chosen at the closet distance to the nearest section with roof failure - in order to review stable v. unstable conditions in comparable geological environment. Detailed data for each roof failure site were taken from Roof Fall Cards prepared by mine staff for each case roof fall and containing information about local geology (especially position and size of local faults), type and spacing of roof bolts (primary and secondary- if any), strength of rocks, geometry of an openings or crosscuts, area and thickness of fallen roof strata, history of local seismicity and roof falling precursory phenomena observed. Stable roof sections of galleries (54) were described in similar Roof Stability Cards. Taking"into account all such information, probable risk of roof failure was calculated for all 136 sites at time lapse immediately preceding a real roof fall occurrence - as a reciprocal of asafety factor. Then, minimum approximation error approach for the whole set of data was used to find K factor value for each mine taking a risk value equal to 1.00 as a boundary between stable and unstable openings (Fig. 8). The final formula for assessment of roof failure probability allows for 94 percent accuracy for three mines. It is possible therefore to use it for predictions of roof stability at questionable locations. Finally, a table of recommendations is presented for each class of calculated roof failure risk.

PL

W artykule rozważono określoną równaniem stateczności dwuczęściową belkę klińcową (nieciągłą) jako analog skotwionego stropu wyrobisk górniczych w kopalniach rud miedzi Lubińsko-Głogowskiego Okręgu Miedziowego oraz określono współczynnik bezpieczeństwa stropu - posługując się danymi ze statystyki zawałów stropu. Wspomniane równanie zawiera zarówno wielkości znane Gak S - maksymalną rozpiętość stropu w poprzecznym przekroju wyrobiska, y - masę jednostkową skał, d - długość kotwi stropowych równoznaczną z wysokością (grubością) belki, Re - jednoosiową wytrzymałość skał na ściskanie) jak i wielkości nieznane (takie jak Z - wysokość sklepienia ściskania, N - współczynnik przy grubości sklepienia ściskania, wp - współczynnik wytrzymałości szczelin oraz Wk - współczynnik przy sztywności systemu kotwienia). Wszystkie wartości nieznane zostały zgrupowane w ogólnej stałej K następnie zaś sformułowano równanie ryzyka zawału stropu zawierające wszystkie wymienione wielkości jak również współczynnik osłabienia strukturalnego masywu skalnego (stosunek wytrzymałości masywu do wytrzymałości skały). Wydzielono 136 krótkich odcinków wyrobisk korytarzowych (komór i pasów - w kopalniach Lubin, Rudna oraz Polkowice-Sieroszowice), w których doszło do znacznych zawałów stropu (82 odcinki) i przyległe 54 odcinki - gdzie stwierdzono długotrwałą, dobrą stateczność warstw stropowych. Wzajemna bliskość (parami) odcinków ze stwierdzonym zawałem oraz statecznym stropem pozwoliła na wzajemne porównanie stropu niestatecznego oraz statecznego w zbliżonych warunkach geologicznych. Przeanalizowano dane o stropie w każdym z badanych odcinków zawałowych, szczególnie lokalne zaburzenia geologiczne, uskoki i szczeliny, rodzaj kotwi i siatkę kotwienia (zarówno podstawowego jak i ewent. wzmacniającego), geometrię wyrobiska, zwięzłość skał, zasięg i grubość strefy zawałowej w stropie, historię wstrząsów sejsmicznych w najbliższej okolicy oraz zjawiska prekursorowe zaobserwowane przed zaistnieniem zawału - na podstawie zapisów dokonanych przez pracowników kopalń w Kartach Stropu. Podobną analizę wykonano dla odcinków wyrobisk o stropie statecznym. Biorąc pod uwagę te dane określono ryzyko zawału stropu - w momencie przed jego zaistnieniem - w każdym z badanych odcinków (łącznie 136 przypadków), zarówno zniszczonych jak i statecznych, jako odwrotność współczynnika bezpieczeństwa (stateczności) stropu. Następnie zastosowano podejście minimalnego błędu rozgraniczenia grupy wyrobisk statecznych od niestatecznych (rys. 8) dla określenia wielkości współczynnika K dla każdej z badanych kopalń. Uzyskane w wyniku tego równanie do prognostycznej oceny prawdopodobieństwa wystąpienia zawału stropu wyrobisku korytarzowym w omawianych 3-ch kopalniach pozwala na 94-procentową dokładność prognozy. Podano tablicę zaleceń dla każdej z klas prognozowanego ryzyka wystąpienia zawału stropu (tab. 1 ).