Банк рефератов содержит более 364 тысяч рефератов, курсовых и дипломных работ, шпаргалок и докладов по различным дисциплинам: истории, психологии, экономике, менеджменту, философии, праву, экологии. А также изложения, сочинения по литературе, отчеты по практике, топики по английскому.
Полнотекстовый поиск
Всего работ:
364139
Теги названий
Разделы
Авиация и космонавтика (304)
Административное право (123)
Арбитражный процесс (23)
Архитектура (113)
Астрология (4)
Астрономия (4814)
Банковское дело (5227)
Безопасность жизнедеятельности (2616)
Биографии (3423)
Биология (4214)
Биология и химия (1518)
Биржевое дело (68)
Ботаника и сельское хоз-во (2836)
Бухгалтерский учет и аудит (8269)
Валютные отношения (50)
Ветеринария (50)
Военная кафедра (762)
ГДЗ (2)
География (5275)
Геодезия (30)
Геология (1222)
Геополитика (43)
Государство и право (20403)
Гражданское право и процесс (465)
Делопроизводство (19)
Деньги и кредит (108)
ЕГЭ (173)
Естествознание (96)
Журналистика (899)
ЗНО (54)
Зоология (34)
Издательское дело и полиграфия (476)
Инвестиции (106)
Иностранный язык (62791)
Информатика (3562)
Информатика, программирование (6444)
Исторические личности (2165)
История (21319)
История техники (766)
Кибернетика (64)
Коммуникации и связь (3145)
Компьютерные науки (60)
Косметология (17)
Краеведение и этнография (588)
Краткое содержание произведений (1000)
Криминалистика (106)
Криминология (48)
Криптология (3)
Кулинария (1167)
Культура и искусство (8485)
Культурология (537)
Литература : зарубежная (2044)
Литература и русский язык (11657)
Логика (532)
Логистика (21)
Маркетинг (7985)
Математика (3721)
Медицина, здоровье (10549)
Медицинские науки (88)
Международное публичное право (58)
Международное частное право (36)
Международные отношения (2257)
Менеджмент (12491)
Металлургия (91)
Москвоведение (797)
Музыка (1338)
Муниципальное право (24)
Налоги, налогообложение (214)
Наука и техника (1141)
Начертательная геометрия (3)
Оккультизм и уфология (8)
Остальные рефераты (21692)
Педагогика (7850)
Политология (3801)
Право (682)
Право, юриспруденция (2881)
Предпринимательство (475)
Прикладные науки (1)
Промышленность, производство (7100)
Психология (8692)
психология, педагогика (4121)
Радиоэлектроника (443)
Реклама (952)
Религия и мифология (2967)
Риторика (23)
Сексология (748)
Социология (4876)
Статистика (95)
Страхование (107)
Строительные науки (7)
Строительство (2004)
Схемотехника (15)
Таможенная система (663)
Теория государства и права (240)
Теория организации (39)
Теплотехника (25)
Технология (624)
Товароведение (16)
Транспорт (2652)
Трудовое право (136)
Туризм (90)
Уголовное право и процесс (406)
Управление (95)
Управленческие науки (24)
Физика (3462)
Физкультура и спорт (4482)
Философия (7216)
Финансовые науки (4592)
Финансы (5386)
Фотография (3)
Химия (2244)
Хозяйственное право (23)
Цифровые устройства (29)
Экологическое право (35)
Экология (4517)
Экономика (20644)
Экономико-математическое моделирование (666)
Экономическая география (119)
Экономическая теория (2573)
Этика (889)
Юриспруденция (288)
Языковедение (148)
Языкознание, филология (1140)

Реферат: Характеристика района и месторождения 11

Название: Характеристика района и месторождения 11
Раздел: Остальные рефераты
Тип: реферат Добавлен 16:27:52 05 сентября 2011 Похожие работы
Просмотров: 234 Комментариев: 11 Оценило: 0 человек Средний балл: 0 Оценка: неизвестно     Скачать

Содержание:

Введение. 8

Раздел 1. Характеристика района и месторождения. 9

1.1. Характеристика района. 9

1.2. Характеристика месторождения. 10

Раздел 2. Основные параметры шахты и подсчет запасов. 14

Раздел 3. Вскрытие и подготовка шахтного поля. 21

3.1. Способ подготовки и порядок отработки шахтного поля. 21

3.2. Вскрытие шахтного поля. 26

Раздел 4. Организация работ по шахте. 29

Раздел 5. Подъем.. 30

Раздел 6. Капитальные и подготовительные выработки. 34

6.1 Сечение вскрывающих выработок. 34

6.2 Подсчет объёма и стоимости горных выработок к моменту освоению шахтой проектной мощности. 35

6.3 Затраты к освоению проектной мощности. 35

Раздел 7. Проект проведения конвейерного бремсберга. 37

7.1. Общая часть. 37

7.2. Форма и размеры поперечного сечения выработки. 37

7.3. Расчет плотности установки рам крепи. 38

7.4. Расчет параметров технологического цикла. 42

7.5. Стоимость проведения 1 м выработки. 44

7.6. Основные параметры выработки. 48

Раздел 8. Система разработки. 49

8.1. Выбор и обоснование системы разработки. 49

8.2. Основные параметры системы разработки. 51

8.3. Подготовительные работы.. 51

8.4. Механизация очистных работ. 52

8.5. Расчет механизированной крепи. 53

8.6. Расчет параметров охранных конструкций подготовительных выработок 56

8.7. Технология ведения очистных работ. 58

8.8. Взаимное положение очистных и подготовительных работ. 65

Раздел 9. Подземный транспорт. 67

9.1. Рельсовый транспорт. 67

9.2. Конвейерный транспорт. 68

9.3. Участковый транспорт. 69

Раздел 10. Проветривание. 76

10.1. Общие сведения. 76

10.2. Расчет метановыделения из сближенных пластов. 76

10.3. Расчет проветривания выемочного участка. 77

10.4. Расчет проветривания подготовительной выработки. 81

10.5. Расчет депрессии. 82

10.6. Дегазация пластов-спутников. 83

10.4. Выбор вентилятора. 84

11. Водоотлив. 85

Раздел 12 Технологическая схема и генеральный план поверхности. 91

12.1. Постоянные здания и сооружения. 91

12.1.1. Надшахтное здание клетевого ствола. 93

Раздел 13 Электроснабжение и электрооборудование. 95

13.1. Основные положения. 95

13.2. Автоматизация производственных процессов. 95

Раздел 14. Техника безопасности и противопожарные мероприятия. 103

14.1. Общие положения. 103

14.2 Мероприятия по борьбе с газом и пылью.. 103

14.3 Промсанитария. 105

14.4 Противопожарная защита шахты.. 106

14.5 Меры защиты от поражения электрическим током.. 106

14.6 План ликвидации аварий. 107

Раздел 15. Мероприятия по рациональному использованию недр и охране окружающей среды 113

15.1. Краткая характеристика отрицательного воздействие шахты "Заполярная" на окружающую среду. 113

15.2. Основные мероприятия по уменьшению выбросов вредных веществ в атмосферу и открытые водоемы.. 117

Раздел 16. Гражданская оборона. 121

16.1. Общая характеристика. 121

16.2. Устройство противорадиационного укрытия. 124

16.3. Мероприятия по повышению устойчивости работы шахты в военное время 124

17. Технико-экономическая часть проекта. 126

17.1. Расчёт себестоимости добычи одной тонны угля по участку. 126

17.2. Расчет численности трудящихся и производительности труда по шахте. 130

17.3 Расчет себестоимости угля по шахте. 131

Раздел 18. Дегазация выемочного участка. 134

18.1. Постановка задачи. 134

18.2. Анализ существующих способов дегазации. 135

18.3. Выбор и обоснование способа дегазации пластов-спутников. 138

18.4. Экономическое обоснование. 148


Введение

Основным направлением совершенствования добычи угля последнее время считается внедрение новых технологий, механизированных комплексов нового уровня, что позволит увеличить производительность труда в несколько раз, снизить потери и резко уменьшить численность трудящихся на шахте.

В общей части дипломного проекта рассмотрены два варианта вскрытия и подготовки участка шахтного поля, система разработки, описаны средства механизации основных и вспомогательных процессов. Изложены основные положения по технике безопасности и охране труда.

В специальной части дипломного проекта разработаны мероприятия по дегазации смежных пластов-спутников.

Раздел 1. Характеристика района и месторождения

1.1. Характеристика района

Печорский угольный бассейн расположен на северо-востоке Европейской части России. Печорский бассейн имеет запасы угля, которые оцениваются в 300 млрд.т. В настоящее время разведано около 50 месторождений, из которых в эксплуатации находятся Интинское, Воркутинское, Воргашорское.

Поле шахты "Заполярная" расположено в юго-западной части Воркутинского месторождения. На севере шахта граничит с полем шахты "Комсомольская", на юге с полем законсервированной шахты №33. Площадь шахтного поля составляет около 34 км2 при максимальной длине 9 км и максимальной ширине 5 км. Шахта соединена железной дорогой со станцией Мульда МПС и шоссейной дорогой с городом Воркута.

Электроснабжение осуществляется от ТЭЦ-1 и ТЭЦ-2 работающих на угле. Водоснабжение обеспечивается из рек Воркута и Уса, а также частично из подземных источников.

Поверхность месторождения типично тундровая, с общей травяной растительностью, карликовая береза и низкорослым кустарником.

Рельеф поверхности полого-холмистый, рассеченный длинными ручьями и оврагами, с множеством болот и озер.

1.2. Характеристика месторождения

В геологическом строении шахтного поля, как и всего Воркутского месторождения, участвуют отложения пермского возраста, перекрытые четвертичными отложениями. Пермские отложения представлены образованиями юньягинской, воркутской и печорской серий. В разрезе серии представлены переслаивающимися песчаниками, алевролитами, аргиллитами и пластами угля. Четвертичные отложения представлены суглинками, песками. Мощность четвертичных отложений составляет - 35 - 100 м.

В структурном отношении поле шахты представляет собой моноклиналь, полого падающую на восток под углами 10 - 15 градусов и переходящую в начало центриклинального замыкания Воркутской мульды с падением пород на северо-восток под углами 5-8 градусов.

Моноклинальное залегание пород осложняется складчатыми и группирующимися в системы разрывными нарушениями значительной протяженности. Эти нарушения (Жс , Ж4 , З-К, Зз ) расчленяют шахтное поле на три тектонических блока – северный, центральный и южный.

Промышленная угленосность шахтного поля связана с пакетом N, рудницкой подсвиты воркутской серии. Из пластов этой подсвиты, в пределах шахтного поля

залегают пласты: Тройной – n14+13+12 , Четвертый – n11 , Верхний – n14+13 , Пятый – n7 , Восьмой – n6 , n14 , n13 , n12 .

Пласт Тройной является верхним рабочим пластом и залегает в пределах северного и центрального блоков шахтного поля. В южном блоке этот пласт расщепляется на пласты Верхний и Третий, последний имеет нерабочую мощность.

Пласт Тройной в основном сложного строения, полная средняя мощность пласта – 2.7 м, колебания мощности от 1.63 до 4.94 м, при наиболее характерных – 2.5 - 2.9 м. Нижний слой непосредственной кровли пласта Тройного представлен листоватыми и тонко-листоватыми аргиллитами, иногда алевролитовыми аргиллитами с обилием растительных остатков по наслоению (пачка “a”). Мощность пачки, от нескольких сантиметров до 1.3 м, распространена, в основном, в северной части поля, средняя мощность 0.55 м. Выше пачки “a” залегает слабоустойчивая пачка “c”, сложенная аргиллитами, мелкозернистыми алевролитами, тонкослоистыми, с растительными остатками по наслоению. Мощность этой пачки, на большей части поля от 0 до 2 м, распространена на 80 % площади. Выше залегают более устойчивые породы – полосчатые, мелко- и крупнозернистые алевролиты, образующие пачку среднеобрушаемых пород мощностью 0 - 20 м. Почва пласта представлена аргиллитами и алевролитами .

Пласт Верхний залегает в пределах южного тектонического блока и является верхней пачкой расслоившегося пласта Тройного. Пласт преимущественно очень сложного строения. Колебания мощности - 0.3 - 2.1 м. Полезная мощность 1.39 м. На большей части площади непосредственная кровля неустойчивая.

Пласт Четвертый залегает ниже пласта Тройного в 15 – 25 м и является нижним рабочим пластом. Пласт располагается в пределах всего шахтного поля и характеризуется устойчивой средней мощностью и простым строением. Мощность пласта колеблется от 1.28 до 1.6 м, при среднем значении 1.5 м. В целом основная кровля в северной и центральной части шахтного поля - устойчивая. Непосредственная почва представлена алевролитами, аргиллитами и мелкозернистыми алевролитами, местами песчаниками.

Физико-механические свойства пород представлены в (Табл.1.1).


Таблица 1.1

Физико-механические свойства вмещающих пород

Наименование

Коэффи циент Прото дьяко нова

sсж , МПа

sр , МПа

Обьем ная масса q, г/см3

Порис тость,%

Содержа ние свобод ной SiO2 ,%

Песчаник мелкозернистый с прослоями песчаника крупнозернистого, труднообрушаемый

8.8

100

17.0

2.59

3.3

23-25

Песчаники крупнозернистые с растительными остатками, труднообрушаемые

8.0

85.0

11.0

2.61

3.6

20-25

Алевролит мелкозернистый слоистый с прослоями аргиллита плотного средней устойчивостити

6.2

67.0

8.0

2.61

4.1

25-30

Аргиллит мелкозернистый слоистый с прослойками алевролита плотного, средней устойчивости

4.0

42.0

6.0

2.56

3.7

23-28

Уголь пласта Тройного полублестящий

1.5

14.1

5.5

1.34

Аргиллит алевролитовый, слоистый

5.4

45.0

6.0

2.60

3.6

25-30

Алевролит крупнозернистый, слабослоистый

6.4

59.0

8.5

2.61

4.0

21-28

Песчаник мелкозернистый массивный с прослойками песчаника крупнозернистого

7-9

91.9

13.7

2.59

4.1

20-23

Алевролит крупнозернистый слабослоистый

6.4

59.0

8.5

2.61

4.0

21-28

Уголь пласта Четвертого полосчатый полублестящий

1.5

16.7

1.2

1.33

Аргиллит алевролитовый слабослоистый

4.2

47.0

6.0

2.60

3.6

25-30

Песчаник мелкозернистый слоистый

8.2

89.0

12.1

2.59

6.6

20-23

Алевролит крупнозернистый волнистослоистый

6.0

53.4

7.0

2.61

4.0

21-28

Пласты Пятый и Восьмой, залегающие ниже пласта Четвертого, имеют нерабочую мощность и пока не подлежат отработке. Пласты n14 , n13 , n12 являются расщепленным аналогом пластов Тройного и Верхнего, по ним подсчитаны забалансовые запасы.

По качеству угля пласты относятся к среднезольным, малозернистым и малофосфористым. По выходу летучих и толщине пластического слоя угля, пласты относятся к жирным технологическим углям (Табл.1.2).

Таблица 1.2

Характеристика рабочих пластов

Наименование пласта и его геологический индекс

Марка и группа угля

Зольность пласта,Аd ,%

Сера, %

Выход летучих,

Vdaf , %

Теплота сгорания, Qs af , МДж/кг

Средняя мощность пласта, м

Влажность

Wr ,%

Плотность угля, Т/м3

Угол gадения, град.

Тройной

n14=13=12

кокс

19.3

0.57

31.6

34.9

2.7

5.2

1.34

5-20

Верхний

n14=13

28.8

0.88

32.1

34.7

1.21

5.2

1.42

5-20

Четвертый

n11

14.1

0.66

30.7

34.9

1.41

5.1

1.33

5.20

Гидрогеологические условия поля шахты оцениваются как простые. Водообильность уменьшается с глубиной, наибольшая - отмечается до глубины 100-150 м, ниже, по разрезу, уменьшается.

Шахта по содержанию метана является сверхкатегорийной. Зона газового выветривания составляет 40 - 70 м. Пласты Тройной и Четвертый ниже отметки минус 95 м отнесены к угрожаемым по горным ударам, а пласт Тройной- с отметки минус 345 м - к опасным по внезапным выбросам. В качестве защитного принят пласт Четвертый. Все пласты опасны по взрывам пыли, несамовозгораемые. Вмещающие породы характеризуются как силикозоопасные. Температура окружающих пород на глубине 300-600 м составляет 14-16 град, а ниже, в пределах шахтного поля, увеличивается до 18 град.

Раздел 2. Основные параметры шахты и подсчет запасов

Производственная мощность шахты установленная заданием - 1,5 млн. тонн в год.

Участок заданный к разработке расположен в восточной (нижней) части «Центрального» блока шахты «Заполярная». Участок ограничен:

на севере – технической границей с шахтой «Комсомольская» по нарушению Ж4 ;

на востоке – нижней технической границей с шахтой «Воркутинская»;

на юге – групповым конвейерным штреком 24-ю пл. Четвертого;

на западе – условной линией по скважинам 4207, 4212, 4213.

В указанных границах размеры участка шахтного поля составляют по простиранию 2600-3500м., по падению 1600-2200м. Площадь составляет – 5950000 м2.

Балансовые запасы шахтного поля:

Zбал = S ×Σm × g, т, (2.1)

где: Zбал – балансовые запасы, т;

S – площадь шахтного поля, м;

mi – мощность рабочих пластов, м;

g – плотность угля в массиве, т/м3 .

Zбал =5 900 000 × 1,33 ×(1,5+2,7) = 32,96 млн.т.

Промышленные запасы:

Zпром = Zбал - åqпл , млн.т., (2.2)

где: Zпром – промышленные запасы, млн.т.;

åqп – сумма проектных и эксплуатационных потерь.

åqп = qц + qэк , т, (2.3)

где: qц проектные потери в целиках, млн.т. ;

qэк – эксплуатационные потери.

qц = 0,1Zбал , млн.т. (2.4)

qц =3,3 млн.т.

qэк =(Zбал – qц ) ×kэк , млн.т. (2.5)

где kэк – коэффициент эксплуатационных потерь,

kэк @ 0,01 ¸ 0,015;

qэк =(32,96 –3,3) 0,01=0,3 млн.т.

По формуле (2.3):

åqп =3,3 + 0,3=3,6 млн.т.

тогда согласно (2.2):

Zпром =32,96 – 3,6 = 29,36 млн.т.

Срок службы шахты

Трасч = лет, (2.6)

Трасч = = 19,6 лет.

Определяем суточную производственную мощность шахты

Асут === 5000, т/сут, (2.8)

где: Агод = 1,5 млн.т/год – проектная мощность шахты.

N = 300 – число рабочих дней в году при одном выходном дне и одном скользящем выходном.

Определение геологических запасов по пластам:

Определяем производительность пластов.

Для пласта Тройного (n14+13+12 )

Р1 = m1 · g 1 =2,7 ×1,33 =3,6 т/м2 , (2.9)

где: m1 - средняя мощность пласта;

g – плотность угля в массиве, т/м3 .

Для пласта Четвертого (n11 )

Р2 = m2 × g 2 =1,5·1,33 = 2,0 т/м2 , (2.10)

Суммарная производительность пластов

S R =P1 · P2 = 3,6 + 2,0 = 5,6 ,т/м2 , (2.11)

Промышленные запасы по пластам:

пласт Тройной (n14+13+12 )

Zпром 1 == = 18,9 , млн.т, (2.12)

пласт Четвертый (n11 )

Zпром 2 === 10,5 ,млн.т. (2.13)

Годовая производственная мощность по пластам:

пласт Тройной (n14+13+12 )

Аг 1 === 0,96,млн.т/г, (2.14)

пласт Четвертый (n11 )

Аг 2 == 0,54, млн.т/г. (2.15)

Суточная производственная мощность по пластам:

пласт Тройной (n14+13+12 )

Асут 1 3 214, т, (2.16)

пласт Четвертый (n11 )

Асут 2 1 785, т. (2.17)

Параллельно проводим расчеты на ЭВМ по методике ИГД имени А. А. Скочинского.

Приложение 2.1.

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СУТОЧНАЯ НАГРУЗКА НА ЛАВУ ПРИ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКЕ УГЛЯ

(ПРОГРАММА r11 ПО МЕТОДИКЕ ИГД ИМ. А.А.СКОЧИНСКОГО)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 2.70

2.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.

3.НАПРАВЛЕНИЕ ДВИЖЕНИЯ ЛАВЫ: 1-ПО ПРОСТИРАНИЮ,

2-ПО ВОССТАНИЮ, 3-ПО ПАДЕНИЮ ПЛАСТА .................. 3

4.УГОЛ ПАДЕНИЯ ПЛАСТА, ГРАДУС .......................... 7.00

5.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

6.СОПРОТИВЛЯЕМОСТЬ ПЛАСТА РЕЗАНИЮ, КН/М ................ 220.00

7.КОЭФФ., ХАРАКТЕРИЗУЮЩИЙ ХРУПКОСТЬ УГЛЯ (1.0-1.3) ..... 1.10

8.УСТОЙЧИВОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ: 1-УСТОЙЧИВАЯ,

2-СРЕДНЕЙ УСТОЙЧИВОСТИ, 3-НЕУСТОЙЧИВАЯ КРОВЛЯ ........ 2

9.МОЩНОСТЬ ПРИВОДА КОМБАЙНА, КВТ ....................... 635.00

10.КОЭФФИЦИЕНТ ГОТОВНОСТИ КОМБАЙНА ...................... .900

11.ШИРИНА ЗАХВАТА КОМБАЙНА, М ........................... .630

12.СХЕМА РАБОТЫ КОМБ.: 1-ЧЕЛНОК.,2-ОДНОСТОР., 3-УСТУПНАЯ. 2

14.ТЕХН. ДОПУСТИМАЯ СКОРОСТЬ ПОДАЧИ КОМБАЙНА, М/МИН ..... 6.20

15.СКОРОСТЬ КРЕПЛЕНИЯ ЛАВЫ, М/МИН ....................... 5.20

16.КОЭФФИЦИЕНТ ГОТОВНОСТИ КРЕПИ ЛАВЫ .................... .890

17.СУММА ОСЛОЖНЯЮЩИХ ФАКТОРОВ НА СОПРЯЖЕНИИ С КОНВ. ВЫРАБ 1.20

18.СУММА ОСЛОЖНЯЮЩИХ ФАКТОРОВ НА СОПРЯЖЕНИИ С ВЕНТ. ВЫРАБ 2.40

19.ПРОДОЛЖИТ. ПОДГОТОВИТ.-ЗАКЛЮЧИТЕЛЬНЫХ ОПЕРАЦИЙ, МИН .. 17.00 20.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ КОНЦЕВЫХ ОПЕРАЦИЙ, МИН ............. 40.00

21.ВРЕМЯ НА ВСПОМ.ОПЕРАЦИИ,ПРИХОДЯЩЕЕСЯ НА 1 М ЛАВЫ,МИН/М .05

22.ВРЕМЯ НА ОБМЕН ВАГОНОВ,ПРИХОДЯЩЕЕСЯ НА 1 М ЛАВЫ, МИН/М .00

23.ВРЕМЯ НА ЗАРЯЖАНИЕ И ВЗРЫВАНИЕ ШПУРОВ В НИШАХ, МИН ... .00

24.НАЛИЧИЕ В ТРАНСП.ЛИНИИ АККУМУЛИР. БУНКЕРА: 1-ДА, 2-НЕТ 2

25.ЧИСЛО СКРЕБКОВЫХ КОНВ. В УЧАСТКОВОЙ ТРАНСПОРТНОЙ ЛИНИИ 1.00

26.ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ СКРЕБКОВЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/ЧАС 900.00

27.ЧИСЛО ЛЕНТОЧНЫХ КОНВ. В УЧАСТКОВОЙ ТРАНСПОРТНОЙ ЛИНИИ 2.00

28.ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ ЛЕНТОЧНЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/ЧАС . 850.00

29.ЧИСЛО КОНВЕЙЕРОВ В СБОРНОЙ КОНВЕЙЕРНОЙ ЛИНИИ ......... 6.00

30.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ СМЕНЫ, МИН ......................... 360.00

31.ЧИСЛО СМЕН ПО ДОБЫЧЕ УГЛЯ В СУТКИ .................... 3.00

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

РАСЧЕТНАЯ СКОРОСТЬ ПОДАЧИ КОМБАЙНА, М/МИН ............... 5.332

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА ПО СКОРОСТИ ПОДАЧИ, Т/МИН ... 12.510

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА ПО СКОРОСТИ КРЕПЛЕНИЯ, Т/МИН 13.420

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ СКРЕБКОВЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/МИН ... 15.000

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ ЛЕНТОЧНЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/МИН .... 14.167

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА, ПРИНЯТАЯ К РАСЧЕТУ, Т/МИН .. 12.510

КОЭФФ.ГОТОВНОСТИ ЛАВЫ ПО ГРУППЕ ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНЫХ ПЕРЕРЫВ. .258

КОЭФФ. ГОТОВНОСТИ ЛАВЫ ПО ГРУППЕ ПАРАЛЛЕЛЬНЫХ ПЕРЕРЫВОВ .640

СМЕННЫЙ КОЭФФИЦИЕНТ МАШИННОГО ВРЕМЕНИ ................... .217

СУТОЧНЫЙ КОЭФФИЦИЕНТ МАШИННОГО ВРЕМЕНИ .................. .162

СУТОЧНАЯ НАГРУЗКА НА ОЧИСТНОЙ ЗАБОЙ, Т .................. 3025.

ЧИСЛО ЦИКЛОВ ЗА СУТКИ ................................... 6.686

ПОДВИГАНИЕ ЛАВЫ ЗА СУТКИ, М ............................. 4.211

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Приложение 2.1.

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СУТОЧНАЯ НАГРУЗКА НА ЛАВУ ПРИ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКЕ УГЛЯ

(ПРОГРАММА r11 ПО МЕТОДИКЕ ИГД ИМ. А.А.СКОЧИНСКОГО)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 1.50

2.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.

3.НАПРАВЛЕНИЕ ДВИЖЕНИЯ ЛАВЫ: 1-ПО ПРОСТИРАНИЮ,

2-ПО ВОССТАНИЮ, 3-ПО ПАДЕНИЮ ПЛАСТА .................. 3

4.УГОЛ ПАДЕНИЯ ПЛАСТА, ГРАДУС .......................... 7.00

5.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

6.СОПРОТИВЛЯЕМОСТЬ ПЛАСТА РЕЗАНИЮ, КН/М ................ 220.00

7.КОЭФФ., ХАРАКТЕРИЗУЮЩИЙ ХРУПКОСТЬ УГЛЯ (1.0-1.3) ..... 1.10

8.УСТОЙЧИВОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ: 1-УСТОЙЧИВАЯ,

2-СРЕДНЕЙ УСТОЙЧИВОСТИ, 3-НЕУСТОЙЧИВАЯ КРОВЛЯ ........ 2

9.МОЩНОСТЬ ПРИВОДА КОМБАЙНА, КВТ ....................... 200.00

10.КОЭФФИЦИЕНТ ГОТОВНОСТИ КОМБАЙНА ...................... 880

11.ШИРИНА ЗАХВАТА КОМБАЙНА, М ........................... .630

12.СХЕМА РАБОТЫ КОМБ.: 1-ЧЕЛНОК.,2-ОДНОСТОР., 3-УСТУПНАЯ. 1

14.ТЕХН. ДОПУСТИМАЯ СКОРОСТЬ ПОДАЧИ КОМБАЙНА, М/МИН ..... 10.00

15.СКОРОСТЬ КРЕПЛЕНИЯ ЛАВЫ, М/МИН ....................... 5.80

16.КОЭФФИЦИЕНТ ГОТОВНОСТИ КРЕПИ ЛАВЫ .................... .890

17.СУММА ОСЛОЖНЯЮЩИХ ФАКТОРОВ НА СОПРЯЖЕНИИ С КОНВ. ВЫРАБ 1.20

18.СУММА ОСЛОЖНЯЮЩИХ ФАКТОРОВ НА СОПРЯЖЕНИИ С ВЕНТ. ВЫРАБ 2.40

19.ПРОДОЛЖИТ. ПОДГОТОВИТ.-ЗАКЛЮЧИТЕЛЬНЫХ ОПЕРАЦИЙ, МИН .. 20.00 20.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ КОНЦЕВЫХ ОПЕРАЦИЙ, МИН ............. 40.00 21.ВРЕМЯ НА ВСПОМ.ОПЕРАЦИИ,ПРИХОДЯЩЕЕСЯ НА 1 М ЛАВЫ,МИН/М .05

22.ВРЕМЯ НА ОБМЕН ВАГОНОВ,ПРИХОДЯЩЕЕСЯ НА 1 М ЛАВЫ, МИН/М .00

23.ВРЕМЯ НА ЗАРЯЖАНИЕ И ВЗРЫВАНИЕ ШПУРОВ В НИШАХ, МИН ... .00

24.НАЛИЧИЕ В ТРАНСП.ЛИНИИ АККУМУЛИР. БУНКЕРА: 1-ДА, 2-НЕТ 2

25.ЧИСЛО СКРЕБКОВЫХ КОНВ. В УЧАСТКОВОЙ ТРАНСПОРТНОЙ ЛИНИИ 1.00

26.ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ СКРЕБКОВЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/ЧАС 480.00

27.ЧИСЛО ЛЕНТОЧНЫХ КОНВ. В УЧАСТКОВОЙ ТРАНСПОРТНОЙ ЛИНИИ 2.00

28.ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ ЛЕНТОЧНЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/ЧАС . 6.00

30.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ СМЕНЫ, МИН ......................... 360.00

31.ЧИСЛО СМЕН ПО ДОБЫЧЕ УГЛЯ В СУТКИ .................... 3.00

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

РАСЧЕТНАЯ СКОРОСТЬ ПОДАЧИ КОМБАЙНА, М/МИН ............... 6.217

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА ПО СКОРОСТИ ПОДАЧИ, Т/МИН ... 7.813

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА ПО СКОРОСТИ КРЕПЛЕНИЯ, Т/МИН 8.019

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ СКРЕБКОВЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/МИН ... 8.000

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЛИНИИ ЛЕНТОЧНЫХ КОНВЕЙЕРОВ, Т/МИН .... 11.000

ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОМБАЙНА, ПРИНЯТАЯ К РАСЧЕТУ, Т/МИН .. 7.813

КОЭФФ.ГОТОВНОСТИ ЛАВЫ ПО ГРУППЕ ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНЫХ ПЕРЕРЫВ. .320

КОЭФФ. ГОТОВНОСТИ ЛАВЫ ПО ГРУППЕ ПАРАЛЛЕЛЬНЫХ ПЕРЕРЫВОВ .634

СМЕННЫЙ КОЭФФИЦИЕНТ МАШИННОГО ВРЕМЕНИ ................... .258

СУТОЧНЫЙ КОЭФФИЦИЕНТ МАШИННОГО ВРЕМЕНИ .................. .193

СУТОЧНАЯ НАГРУЗКА НА ОЧИСТНОЙ ЗАБОЙ, Т .................. 2174.

ЧИСЛО ЦИКЛОВ ЗА СУТКИ ................................... 8.649

ПОДВИГАНИЕ ЛАВЫ ЗА СУТКИ, М ............................. 5.449

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Определение линии очистных забоев по пластам

Действующая линия очистных забоев по каждому пласту:

Пласт Тройной (n14+13+12 ):

м (3.12)

Пласт Четвертый (n11 ):

м (3.13)

где kоч = 1 - коэффициент, учитывающий добычу угля из очистных забоев

k/ д = 0,9 - коэффициент добычи угля из действующих очистных забоев

С = 0,95 - коэффициент извлечения угля в очистных забоях

Vд - годовое подвигание действующей линии очистных забоев по шахте.

Пласт Тройной (n14+13+12 ):

м (3.14)

Пласт Тройной (n14+13+12 ):

м (3.14)

где r – ширина захвата выемочной машины, м;

nц - число циклов за сутки;

k = 0,9 - коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы.

По шахте:

м (3.15)

Общее число действующих лав по шахте

(3.16)

Параллельно проводим расчеты на ЭВМ по методике ИГД имени А.А. Скочинского.

Приложение 2.3

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЧИСЛА ЛАВ ПО ШАХТЕ (ПРОГРАММА a03)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ ШАХТЫ, МЛН.Т/ГОД ........................... 1.500

2.УСЛОВИЯ РАЗРАБОТКИ: 1-БЛАГОПРИЯТНЫЕ, 2-НЕБЛАГОПРИЯТНЫЕ 1

3.ПРОХОДКА ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК: 1-УЗКИМ ХОДОМ

2-ШИРОКИМ ХОДОМ ................................................................................................. 1

4.ЧИСЛО ПЛАСТОВ В ОДНОВРЕМЕННОЙ ОТРАБОТКЕ ................................... 2

5.МОЩНОСТЬ ОДНОВРЕМЕННО ОТРАБАТЫВАЕМЫХ ПЛАСТОВ, М:

m1 = 2.700 m2 = 1.500

6.СРЕДНЯЯ НАГРУЗКА НА ОЧИСТНОЙ ЗАБОЙ ПО ПЛАСТАМ, Т/СУТКИ:

A1 = 3025. A2 = 2174.

7.СРЕДНЕЕ ПОДВИГАНИЕ ЛАВ ПО ПЛАСТАМ, М/СУТКИ:

V1 = 4.200 V2 = 5.450

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

ЧИСЛО ДЕЙСТВУЮЩИХ ЛАВ ПО ШАХТЕ ............................................................ 2

ЧИСЛО РЕЗЕРВНОДЕЙСТВУЮЩИХ ЛАВ ПО ШАХТЕ ........................................ 1

ОБЩЕЕ ЧИСЛО ЛАВ ПО ШАХТЕ .............................................................................. 3

СУТОЧНАЯ ДОБЫЧА ШАХТЫ, Т .............................................................................. 5000.

МАКСИМАЛЬНО ВОЗМОЖНАЯ СУТОЧНАЯ ДОБЫЧА ШАХТЫ, Т ................... 7500.

КОЭФФИЦИЕНТ РЕЗЕРВА ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ШАХТЫ ..... 1.500

ПОДВИГАНИЕ ДЕЙСТВУЮЩЕЙ ЛИНИИ ОЧИСТНЫХ ЗАБОЕВ, М/ГОД ......... 1394.

ПОДВИГАНИЕ РЕЗЕРВНО-ДЕЙСТВУЮЩЕЙ ЛИНИИ ОЧ. ЗАБОЕВ, М/ГОД .... 465.

ГОДОВОЕ ПОДВИГАНИЕ ОБЩЕЙ ЛИНИИ ОЧИСТНЫХ ЗАБОЕВ, М ................ 929.

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Принимаем общее количество лав по шахте равное трем.

По пласту Тройному – 1 действующая лава,

По пласту Четвертому – 1 действующая лава и 1 резервнодействующая лава.

Раздел 3. Вскрытие и подготовка шахтного поля

3.1. Способ подготовки и порядок отработки шахтного поля

Исходя из горно-геологических условий восточной (нижней) части «Центрального» блока:

угол падения пласта 5 - 8 градусов;

размеры участка по простиранию 2600-3500м.; по падению 1600-2200м.;

средняя мощность пласта n11 – 1,5 м; n14+13+12 – 2,7 м;

возможны два способа подготовки шахтного поля – погоризонтный способ подготовки шахтного поля и панельный.

Для выбора того или иного способа необходимо произвести технико-экономическое сравнение по вариантам:

1 вариант – Для разработки пластов принимаем погоризонтный способ подготовки с выемкой угля по падению. (рис. 3.1.)

Предусмотрена проходка конвейерного штрека в нижней части разрабатываемого участка на горизонте (-740) м, полевого рельсового штрека горизонта (-750) и для связи между горизонтами (-550) и (-750), проходка конвейерного и рельсового уклонов.

2 вариант – Для разработки пластов принимаем панельный способ подготовки с выемкой угля по простиранию. (Рис3.2.)

В центре запасов предусмотрена проходка панельных конвейерного и рельсового уклонов и сооружение приемно-отправительных площадок. А так же флангового вентиляционного ходка и дренажного штрека.

В связи с тем, что пласт Четвертый является защитным для опасного по внезапным выбросам пласта Тройного, предусматривается его опережающая отработка. Размер опережения, согласно правил безопасности, составит 2 выемочных поля.

Подготовку восточной части блока "Центральный" целесообразно осуществить групповыми панельными выработками, пройденными по пласту Четвертому, транспорт полезного ископаемого с пласта Тройного на пласт Четвертый будет переходить по промежуточным гезенкам.

Сравнение стоимостных показателей двух вариантов

Расчет затрат на проведение, поддержание, транспорт и монтаж-демонтаж оборудования произведен по методике ИГД им. А.А. Скочинского с помощью программ, разработанных на кафедре РМПС СПГГИ (ТУ). Все результаты расчетов для наглядности сведены в таблицы 3.1. - 3.5. Сравнение вариантов производится только по отличающимся параметрам.

Таблица 3.1.

Стоимость проведения выработок

Наименование выработки

Кол-во

Материал

крепи

Сечение в свету м2

Протяженность (объем) выработки, м (м3 )

Стоимость проведения выработки

1 м (м3 ), у.е.

Всей выработки млн. у.е.

1 Вариант

Конвейерный штрек гор. (-740)

1

металл

14,2

3500

1070,2

3,75

Полевой рельсовый штрек гор. (-750)

1

металл

15,2

3500

1316,5

4,61

Конвейерный уклон

1

металл

14,2

1600

919,3

1,47

Рельсовый уклон

1

металл

14,2

1600

1003,5

1,61

Итого:

11,44

2 Вариант

Панельный уклон

1

металл

14,2

2100

997,5

2,10

Рельсовый уклон

1

металл

14,2

2100

1092,4

2,30

Фланговый вент. Ходок

1

металл

12,2

1600

886,9

1,42

Дренажный штрек

1

металл

14,2

3500

945,7

3,31

ПОП

9

металл

1800

3,52

Итого:

12,65

Таблица 3.2.

Стоимость поддержания выработок

Наименование выработки

Кол-во

Мате риал

крепи

Сечение в свету, м2

Время поддерж, лет

Протяженн. (объем) выработок, м (м3 )

Стоимость поддержания выработки

1 м, у.е./год

В течение срока службы, млн.у.е.

1 Вариант

Конвейерный штрек гор. (-740)

1

металл

14,2

20

3500

98,01

6,86

Полевой рельсовый штрек гор. (-750)

1

металл

15,2

20

3500

43,76

3,06

Конвейерный уклон

1

металл

14,2

20

1600

349,3

11,18

Рельсовый уклон

1

металл

14,2

20

1600

349,3

11,18

Итого:

32,28

2 Вариант

Панельный уклон

1

металл

14,2

20

2100

349,3

14,68

Рельсовый уклон

1

металл

14,2

20

2100

349,3

14,68

Фланговый вент. Ходок

1

металл

12,2

10

1600

102,93

1,6

Дренажный штрек

металл

14,2

20

3500

98,01

6,86

Итого:

37,82

Таблица 3.4.

Затраты на транспорт

Наименование выработки

Длина выработки, м

Стоимость транспортирования по выработке у.е./т

1 Вариант

Конвейерный штрек гор. (-740)

3500

0,17

Конвейерный уклон

1600

0,15

Итого:

0,32

2 Вариант

Панельный уклон

2100

0,18

Конвейерный штрек 24-ю гор.(-550)

1400

0,08

Итого:

0,26

Таблица 3.3.

Затраты на монтаж демонтаж оборудования

Наименование работ

Стоимость, тыс. у.е.

Кол-во столбов

Общая стоимость, тыс. у.е.

1 Вариант

монтаж оборудования

263

15

3945

монтаж оборудования

197

15

2955

6900

2 Вариант

демонтаж оборудования

263

19

4997

демонтаж оборудования

197

19

3743

8740

Таблица 3.4.

Сравнение двух вариантов подготовки по затратам

Наименование затрат

Единицы измерения

Величина затрат

1 вариант

2 вариант

Капитальные вложения:

Затраты на сооружение выработок

млн. у.е.

11,44

12,56

Затраты на монтаж демонтаж оборудования

млн. у.е.

6,90

8,74

Итого капитальных вложений

млн. у.е.

17,88

21,32

Эксплуатационные затраты:

Затраты на поддержание выработок

у.е./т

1,10

1,29

Затраты на транспорт

у.е./т

0,32

0,26

Итого эксплуатационных затрат

у.е./т

1,42

1,55

Сравнивая варианты подготовки восточной части блока "Центральный", можно сделать следующий вывод: капитальные затраты по 1 варианту на 19% меньше, чем по 2 варианту, эксплуатационные затраты по 1 варианту на 9% меньше, чем по 2 варианту. На основании этого принимаем 1 вариант - погоризонтный способ подготовки с выемкой угля по падению.

3.2. Вскрытие шахтного поля

Способ вскрытия - это качественная характеристика шахты, отражающая особенности вида и взаимного расположения главных и вспомогательных выработок, проводимых в период строительства и эксплуатации горного предприятия для создания доступа с поверхности земли к шахтному полю или к его части.

На шахте «Заполярная» вскрытие шахтного поля произведено вертикальными стволами (клетевым и скиповым), пройденными до третьего откаточного горизонта (- 345 м) и главными квершлагами.

Для целей вентиляции пройдены четыре вентиляционных ствола: №1; 2; 3; 4.

Пласты на третьем горизонте -345 м вскрыты главным откаточным квершлагом, от которого на блок № 2 пройден полевой откаточный штрек. На втором горизонте -95 м – пластовыми штреками по пластам «Четвертому» и «Тройному».

Вскрытие запасов IV горизонта шахты осуществляется полевыми уклонами с III горизонта в блоках №1 и №2. В связи с выполаживанием пластов в нижней части блока №2 полевые уклоны переходят в магистральные штреки на отметке -550 м.

Для подачи свежего воздуха пройден новый вентиляционный ствол №4 в нижней части блока №2. Кроме подачи свежего воздуха в блоки №1 и №2, этот ствол предназначается для аварийной выдачи людей на поверхность.

Для данных горно-геологических условий к рассмотрению принимаем для варианта вскрытия шахтного поля:

Первый – вскрытие осуществляется прходкой нового вертикального, вентиляционного ствола в нижней части разрабатываемого участка до отметки -750м. (рис. 3.1.)

Второй – вскрытие осуществляется путем углубки существующего вентиляционного ствола №4 с отметки -580 до -750 и проведением диагонального вентиляционного квершлага к нижней части разрабатываемого участка.

Расчет затрат на проведение выработок произведен по методике ИГД им. А.А. Скочинского с помощью программ, разработанных на кафедре РМПС СПГГИ (ТУ). Все результаты расчетов для наглядности сведены в таблицы 3.5. - 3.6. Сравнение вариантов проводится только по отличающимся параметрам.

Таблица 3.5.

Стоимость проведения выработок

Наименование выработки

Кол-во

Материал

крепи

Сечение в свету м2

Протяженность (объем) выработки, м (м3 )

Стоимость проведения выработки

1 м (м3 ), у.е.

Всей выработки млн. у.е.

1 Вариант

Вентиляционный ствол № 5

1

бетон

28.2

890

2237

1,99

2 Вариант

Углубка вентиляционного ствола №4

1

бетон

28.2

210

2466

0,62

Квершлаг

1

металл

14,2

1800

922

1,65

Итого:

2,27

Согласно результатам расчета табл. 3.5. более экономичным является I вариант вскрытия и подготовки шахтного поля.

Раздел 4. Организация работ по шахте

Режим работы шахты согласно ''Норм технологического проектирования" следует принимать:

число рабочих дней в году – 300;

число рабочих смен по добыче угля в сутки – 3;

продолжительность рабочей смены на подземной работе – 6 часов;

продолжительность рабочей смены на поверхности – 8 часов;

количество рабочих смен в очистных и подготовительных забоях – три добычных и одна ремонтно-подготовительная.

число рабочих дней в неделю –5;

продолжительность рабочей недели на подземных работах –30 часов;

на поверхности –41 час.

Раздел 5. Подъем

Шахта «Заполярная» имеет следующие вертикальные стволы оборудованные подъемными установками:

а) На промышленной площадке шахты

- главный скиповой ствол

- клетьевой ствол

б) Вне промышленной площадки

- вентиляционный ствол № 1;

- вентиляционный ствол № 2;

- вентиляционный ствол № 3;

- вентиляционный ствол № 4.

Подъем по главному скиповому стволу

Ствол оборудован двумя подъемными установками: двух скиповой угольной машиной типа 2Ц-4×1,8 со скипами емкостью 10,6 м3 (грузоподъемностью 9 т .) и односкиповой породной машиной типа 2Ц - 3,5×1.7-8 со скипом емкостью 4,6 м3 . В настоящее время обе подъемные установки работают с III горизонта.

Производительность угольной подъемной установки 1880 тыс. т. в год горной массы.

Подъем по вспомогательному клетьевому стволу

Вспомогательный ствол оборудован двухклетьевой подъемной установкой с клетями на трехтонные вагонетки и машиной 2Ц-4×1,7.

Назначение подъема: спуск - подъем людей, оборудования, материалов. В настоящее время эта подъемная установка заменена на 2Ц - 5×24. В связи с тем , что глубине ствола равной 500 м. расстояние между нулевой площадкой, вторым горизонтом (-95 м.) и третьим горизонтом (-345 м.) одинаково - 250 м., обслуживание II горизонта возможно любой клетью с маневрами между горизонтами.

Подъем по вентиляционным стволам

Эти вентиляционные стволы оборудованы двух клетевыми подъемными установками, служащими для аварийной выдачи людей со II горизонта (- 95 м.). Подъемная машина на вентиляционном стволе № 1 демонтирована.

Таблица 5.1

Данные клетьевых подъемов шахты.

Стволы

Вспомогател. Клетьевой

№ 2

№ 3

№4

Тип подъемной машины

2Ц -5×24

2БМ - 2500

1230 - 4А

2БМ – 2000

1530 - 3А

2БМ - 2500

1230 - 4А

Вес клети, кг

4660

2600

2420

2600

Количество людей в клети, чел.

28

15

15

15

Техника безопасности при обслуживании подъёмной установки

Надзор за канатами:

1. Запрещается на людских, грузолюдских и грузовых подъемах применять счаленные канаты, канаты с порванными и выпученными прядями, жучками, узлами и другими повреждениями. Запрещается работа с канатами получившие утонение за время работы более чем на 10% первоначального диаметра.

2. При хранении, до навески, канаты должны промазываться специальной безкислотной смазкой и храниться в сухом закрытом помещении с деревянным полом.

3. Каждый канат должен осматриваться ежесуточно при скорости движения не более 0,3м/сек. При этом определяется общее число оборванных проволок по всей длине каната. Кроме этого производится дополнительный еженедельный осмотр. Подсчитывается число оборванных проволок каната на шаге свивки. Участок, на котором число оборванных проволок составляет более 2% от общего числа проволок каната, отмечается в книге записей осмотра подъемных канатов и их расхода.

Тормозные канаты парашютов, проводниковые и нижние управляющие канаты подъемной установки осматриваются еженедельно.

4. Канат подлежит замене:

а) если на одном шаге - 10% оборванных проволок

б) при наличии порванной пряди

в) при износе канатных проводников на 15% номинального диаметра каната

5. Подъемные канаты должны смазываться канатной смазкой не реже 1 раза в неделю. Перед смазкой канат должен быть очищен от грязи и старой смазки.

6. Подъемные сосуды, прицепные устройства, парашюты, качающиеся площадки, кулаки, копровые шкивы и другие элементы подъемной машины должны осматриваться и проверяться механиком подъема и не реже 1 раза в месяц - главным механиком подъема результаты записываются в книгу записей осмотра подъемной уста­новки. Если при осмотре обнаружены неисправности, спуск и подъем прекращает­ся до полного их исправления.

7. Запрещается переход людей через подъемные отделения ствола.

8. В каждой подъемной машине должно быть специальное стопорное устройство.

9. Для шахтных подъемных установок должны применяться стальные канаты, отвечающие ГОСТ.

10. Канаты для подъемных установок должны иметь запас прочности не ниже:

а) девятикратного - для подъемных установок, служащих исключительно для подъема и спуска людей

б) 6,5 — кратного для подъемных установок служащих для спуска и подъема людей

11. При каждой подъемной установке должны быть следующие документы:

а) паспорт подъемной машины и редуктора

б) детальная схема тормозного устройства

в) коммутационная схема

г) прошнурованные книги: "Книга записи осмотра подъемных канатов и их расхода" "Книга приемки и сдачи смен ".

Раздел 6. Капитальные и подготовительные выработки

6.1 Сечение вскрывающих выработок

При выборе сечения выработок проводилась проверка по габаритам оборудования размещаемого в них (раздел 7), по скорости движения воздуха и обще шахтной депрессии шахты (раздел 10).

Наименование выработки: Назначение:

Вентиляционный ствол №5 – 28,2 м2 Подача свежей струи воздуха

Полевой рельс штрек гор.(-750) – 14 м2 Доставка людей, грузов и материалов

Конвейерный штрек гор.(-740) – 12,8 м2 Транспорт угля, доставка материалов

Рельсовый штрек гор.(-720) – 12,8 м2 Доставка грузов и материалов

Конвейерный уклон – 14 м2 Транспорт угля

Рельсовый уклон – 14 м2 Доставка грузов и материалов

Участковый бремсберг – 12,8 м2 Транспорт угля, доставка материалов

Участковый ходок – 12,8 м2 Доставка грузов и материалов


6.2 Подсчет объёма и стоимости горных выработок к моменту освоению шахтой проектной мощности

Затраты на момент сдачи шахты в эксплуатацию

Для ввода шахты в эксплуатацию необходимо пройти: вентиляционный ствол №5, полевой рельс штрек гор.(-750), конвейерный штрек гор.(-740),конвейерный уклон, рельсовый уклон, участковый бремсберг, участковый ходок, монтажную камеру.

Затраты на вскрытие и подготовку, на момент сдачи восточной части центрального блока в эксплуатацию представлены в таблице 6.1.

Таблица 6.1.

Наименование выработки

Кол-во

Сечение в свету, м2

Длина выработки, м

Затраты на проведение, млн.у.е.

Вентиляционный ствол №5

1

28,2

890

1,99

полевой рельс штрек гор.(-750)

1

14

1500

1,97

конвейерный штрек

гор.(-740)

1

12,8

1500

1,61

конвейерный уклон

1

14

1600

1,47

рельсовый уклон

1

14

1600

1,61

участковый бремсберг

1

12,8

2200

1,73

участковый ходок

1

12,8

2200

1,73

монтажная камера

1

9

200

0,12

Итого:

12,21

6.3 Затраты к освоению проектной мощности

Т.к. подработка пласта «Тройного» составляет два выемочных поля то для выхода на проектную мощность пройдет 2,7 года с начала очистных работ по пласту «Четвертому».

При средней скорости подвигания очистного забоя 5.5 метра в сутки (раздел 8) Столб длиной 2200 м будет извлечён за года.

Таблица 6.2.

Наименование выработки

Кол-во

Сечение в свету, м2

Длина выработки, м

Затраты на проведение, млн. у.е.

Рельсовый штрек

1

12,8

1500

1,5

гезенк

1

2,25

20

0,01

участковый бремсберг

1

12,8

2200

1,62

участковый ходок

1

12,8

2200

1,62

монтажная камера

1

14,6

200

0,15

Всего:

4,9


Раздел 7. Проект проведения конвейерного бремсберга

7.1. Общая часть

Конвейерный бремсберг проводится от промежуточного вентиляционного штрека горизонта –530 м к рельсовому штреку горизонта –730 м по пласту «Тройному» мощностью 2,8 м и углом падения 4¸6°, средняя глубина проведения бремсберга около 450м. Длина выработки 2100 м.

Конвейерный бремсберг проводится с присечкой боковых бород: в кровле – аргиллитов и алевролитов крепостью до 5 по шкале проф. М.М. Протодьяконова; в почве – алевролитов с крепостью до 6. Крепление выработки принимается металлическими арками из СВП–27.

7.2. Форма и размеры поперечного сечения выработки

(7.1)

Для выбора поперечного сечения выработки в свету определяют минимальную ширину В:

, м

где: т – зазор между конвейером и подвижным составом, м;

р – зазор между конвейером и крепью выработки, м;

Алент. – ширина ленточного конвейера, м;

АВГ–3,3 =1,32м – ширина грузового вагона, м;

п – ширина свободного прохода для людей, м.

Основные размеры транспортного и технологического обору­дования выбираются по справочникам, а ширина проходов для людей в горных выработках, зазоры между транспортными сред­ствами и крепью, а также между различными транспортными средствами принимаются согласно ПБ.

По расчетному значению В=4,3м с учетом увеличения зазоров на криволинейных участках выработки выбираем ближайшее большее типовое сечение Sсв = 12,8м2 (Втип =4,75м >В=4,3м ).

Вид крепи КМП-А3, арочная, трёхзвенная, металлическая, податливая. Крепление кровли и боков – железобетонная затяжка.

(7.2)

На газовых шахтах принятую площадь поперечного сечения выработки в свету после осадки Sсв необходимо проверить на скорость движения воздуха:

где: Q – количество воздуха, проходящее по выработке, м3 /с;

vд – допустимая скорость движения воздушной струи по Пра­вилам безопасности для данной выработки, м/с (6 м/с).

– условие выполняется, значит, принимаем типовое сечение Sсв =12,8м2 .

В соответствии с горно-геологическими условиями проведения выработки для механизации отбойки угля и отгрузки горной массы выбирается проходческий комбайн 1ГПКС. Он предназначен для проведения подготовительных выработок площадью поперечного сечения 6¸15 м2 по смешанному забою с присечкой породы до 50%, крепость пород ƒ≤4÷5 по шкале проф. М. М. Протодьяконова. Комбайн применяется в выработках с уклоном ± 10º.

7.3. Расчет плотности установки рам крепи

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

Н = 800 м – глубина залегания выработки;

α = 5÷8 град. – угол падения пласта;

m = 2,8 м – мощность пласта;

Sсв = 12,8 м2 – сечение выработки в свету;

bсв = 5,24 м – ширина выработки в проходке после осадки;

hсв = 3,68 м – высота выработки в проходке;

Тип кровли – среднеобрушаемая;

Назначение – подготовительная;

Расположение – в зоне влияния очистных работ с погашением за второй лавой;

Способ проведения – комбайновый;

Тип крепи – КМП–А3, Sсв = 12,8 м2 .

1. Определяем расчетное сопротивление пород кровли:

(7.3)

,

где Rc1 ,..Rcn – расчетное сопротивление слоев пород сжатию, МПа;

m1 ,.. mn – мощность слоев пород, м;

Кс = 0,9 – коэффициент, учитывающий нарушенность массива.

2. Определяем расчетное сопротивление пород боков выработки сжатию:

3. Определяем расчетное сопротивление пород почвы сжатию:

4. Определяем усредненное расчетное сопротивление пород:


(7.4)

5. Определяем расчетное смещение пород кровли (для незамкнутой крепи и при углах залегания слоев пород до 35º в расчетах участвует только расчетное смещение пород кровли): Uо.кр. = Uт.кр. × Кα × Кш × Кв × Кt ,

Рис. 7.1. Схема к расчету плотности крепи

где: Uт.кр. – типовое смещение пород кровли;

Кα = 1 – коэффициент влияния угла залегания;

(7.5)

Кш = 0,82 – коэффициент влияния ширины выработки, определяемый по формуле:

Кш = 0,2 × (b – 1),

где b = 5,35 м – ширина выработки в проходке;

Кш = 0,2 × (5,35 – 1)=0,82;

Кв = 1 – коэффициент воздействия других выработок (для одиночных выработок Кв = 1 );

Кt = 1 – коэффициент влияния времени;

Uо.кр = 25 × 1 × 0,82 × 1 × 1 = 21 мм

(7.6)

6. Определяем расчетную нагрузку на 1 м выработки:

Р = Рн × Кп × Кпр × b, кН/м

где: Рн = 67 – нормативная удельная нагрузка; Кп = 1,0 – коэффициент, характеризующий перегрузку и степень надежности;

Кпр = 0,8 – коэффициент влияния способа проведения выработок;

b = 5,35 м – ширина выработки в походке;

Р = 67 × 1,0 × 0,8 × 5,35 = 274,4 кН/м

(7.7)

7. Определяем плотность установки рам крепи:

n = P / Ns , рам/м

где Ns = 210 кН – сопротивление одной рамы арочной трехзвенной крепи КМП–А3 сечением Sсв. =12,8 м2 с замками, состоящими из скоб с резьбой и прямых планок; тип спецпрофиля – СВП-27;

n = 274,4 / 210 = 1,31 рам/м

Окончательно принимаем плотность установки рам крепи КМП–А3 Sсв. =12,8м2 n = 1,5 рам/м

7.4. Расчет параметров технологического цикла

За цикл принимаем проведение и крепление 1,5 п.м. бремсберга. Тогда объемы работ на цикл составят:

по выемке горной массы – 15,9 ·1,5=23,85 м3 ;

по установке арок крепи – 2 арки ;

по проведению водоотводной канавки – 1,5 м ;

по настилке рельсового пути – 1,5 м

Выполняем расчёт трудоемкости работ по проведению выработки. Результаты расчёта заносим в таблицу 7.1

Таблица 7.1

Операция

Усл.

обозна-

чение

трудо-

емкости

Ед.изм.

объема

работ

Трудоемкость, чел.-мин.

на единицу

измерения

на 1,5 м

выработки

на цикл

Разработка и погрузка горной массы комбайном

Ртех

м3 /мин

2,45

-

-

q/ в.п.

м3

0,82

19,6

19,6

q1

смена

40

13,3

13,3

q2

м3

0,42

10,0

10,0

q3

м3

1,25

29,8

29,8

q4

м3

0,34

8,1

8,1

qв.п.

-

-

80,8

80,8

Крепление выработки

подноска элементов крепи

q1

арка

25,2

50,4

50,4

подготовка лунок

q2

арка

6,8

13,6

13,6

уст-ка и разборка подмостей

q4

арка

8,0

16,0

16,0

соед. и уст-ка эл-тов крепи

q5

арка

52,4

104,8

104,8

затяжка и забутовка пустот

q6

арка

61,2

61,2

61,2

qкр

арка

194,4

246

246

Наращивание труб вентиляции и ППС

q3

м

7,8

7,8

7,8

ВСЕГО:

q

цикл

-

334,6

334,6

Минимальное число проходчиков при заданной технологии – 3 человека (1 – управление комбайном, 1 – обслуживание перегружателя, 1 – обслуживание скребкового конвейера).

Сменная скорость проведения выработки звеном минимальной численности составит:

м.

Распределим работы по категориям.

Категория а : разработка и погрузка горной массы комбайном – qв.п. =80,8 чел.-мин./м.

Категория б (часть работ по креплению, которые нельзя совместить с работой комбайна): подготовка лунок – 13,6 чел.-мин./м ., установка и разборка подмостей – 16,0 чел.-мин./м ., установку рамы крепи –104,8 чел.-мин./м .; работы по затяжке кровли и боков – 61,2 чел.-мин./м . Общая трудоемкость работ категории б составит:

чел.-мин./м.

К работам категории в отнесем остальные работы по креплению (подноска материалов в забой – 50,4 чел.-мин./м ); подготовка комбайна к работе – 13,3 чел.-мин./м;. Общая трудоемкость работ категории в составит:

чел.-мин./м.

Продолжительность работ категории а при занятости 2 чел. составит

мин.

где: 1,15 – коэффициент, учитывающий перерывы в работе на отдых.

Из условия выполнения работ категории в за это время определяем число рабочих, необходимых для этой цели:

чел.

(7.8)

Определяем максимальную численность звена:

чел.

Принимаем численность проходческого звена 4 чел.

Продолжительность выполнения работ категории б :

мин.

(7.9)

Продолжительность работ по технологической цепочке на 1 п.м. выработки:

мин.

Максимальная скорость проведения за смену составит:

м/смену.

Подвигание забоя за цикл – 1,5 м. Следовательно, целое число циклов в смену равно 2.

Расчётная скорость проведения выработки составит 225 м/мес, реальная – 200м

7.5. Стоимость проведения 1 м выработки

Стоимость складывается из четырех составляющих:

- заработная плата рабочих и ИТР;

- затраты на материалы;

- амортизационные отчисления;

- затраты на электроэнергию.

Таблица 7.2

Профессия

Штат рабочих (чел.)

на работе

по списку

Конвейерный бремсберг

МГВМ – 5 разряда

4

7

Проходчик – 5 разряда

12

21

Итого:

16

28

Электрослесарь – 5 разряда

4

7

Электрослесарь – 4 разряда

3

5

Электрослесарь – 3 разряда

2

3

ГРП – 3 разряда

3

5

Всего:

28

48

Расчёт зарплаты сдельщиков:

; (7.10)

где: Рк – комплексная расценка, руб.;

V – объем работ за месяц.

Расчет заработной платы по тарифным ставкам:

(7.11)

V разряд:

;

(7.12)

.

;

.

где: пр.д. – количество рабочих дней в месяце (принимается равным 25 рабочим дням).

Расчёт заработной платы участковых электрослесарей:

V разряд:

IV разряд:

III разряд:

Расчёт заработной платы участковых ГРП:

III разряд:

Итого зарплата рабочих:

Доплаты за работу в ночное время определяются:

(7.13)

V разряд:

(7.14)

IV разряд:

где: T ст. – тарифная ставка рабочего, руб.;

пн – количество часов работы в ночное время;

Шн – количество рабочих, работающих в ночное время, чел.;

псм – продолжительность смены, час.

Таблица 7.3

Зарплата ИТР и служащих участка

Наименование должности

Должности

Установленные должностные оклады

Фонд прямой зарплаты ИТР в рублях

1.Начальник участка

1

3477,00

3477,00

2.Зам. нач-ка участка

1

3129,00

3129,00

3.Механник участка

1

3129,00

3129,00

4.Зам. механика

1

2816,00

2816,00

5.Пом. нач-ка

1

2816,00

2816,00

5.Горный мастер

9

2544,00

22896,00

Итого:

11

38263,00

Таблица 7.4

Общая зарплата

Категория работников

Прямой фонд зарплаты

Премия

за

план

(45%)

Доплаты

Коэф

северные

Всего з/плата

За ночное время

бригадирские

Рабочие

53575,5

24108,9

364,38

200

32145,3

42860,4

153254,5

ИТР

38263,00

22957,8

22957,8

30610,4

114789

Всего:

268044

Непредвид. расходы (10%)

15325

Соц. страх (42%)

112578,5

Итого:

395947,5

Таблица 7.5

Расчёт затрат на электроэнергию

Таблица 7.6

Расчёт затрат по расходу материалов

Таблица 7.7

Расчёт затрат амортизационных отчислений


Таблица 7.8

Определение себестоимости 1 п.м. проходки

(7.15)

По итогам расчётов общая стоимость проведения конвейерного бремсберга составляет:

где: Змес – затраты на проведение выработки, тыс.руб/мес.

tпров – время необходимое для проведения выработки в полном объёме,

tпров = Lвыр /Vмес = 2100/200 = 10,5 мес.

7.6. Основные параметры выработки

Конвейерный бремсберг

Длина выработки L = 2100м;

Площадь сечения в свету Sсв = 12,8м2 ;

Ширина выработки в свету bсв = 4,75м;

Высота выработки в свету hсв = 3,44м;

Вид крепи – КМП – А3;

Плотность установки крепи – 1,5м;

Количество циклов в смену – 2;

Принятая к расчёту скорость проходки – 200 м\мес;

Стоимость проведения 1 выработки- 6 640 руб;

Стоимость проведения всей выработки – 13 949 000 руб.

Раздел 8. Система разработки

8.1. Выбор и обоснование системы разработки

К любой системе разработки предъявляются следующие основные требования: безопасность ведения работ, экономичность, охрана недр и окружающей человека среды.

Требования безопасности являются безусловными. Обязательными для безопасного ведения работ является наличие не менее двух свободных выходов из очистного забоя, а также надлежащее и непрерывное его проветривание, рабочие места должны быть надежно закреплены от самопроизвольного обрушения пород кровли, сползания почвы, обязательно проведение профилактических мероприятий по подавлению пыли, предупреждению внезапных выбросов угля, газа, горных ударов и др.

Система разработки должна обеспечить условия для комплексной механизации производственных процессов, концентрации производства (высокой и устойчивой нагрузки на очистной забой, выемочное поле, панель или горизонт) и надежности работы путем:

· Исключения взаимного влияния очистных и подготовительных работ;

· Обеспечение автономности работы очистных забоев по условиям транспорта и проветривания;

· Создания условий для высокой надежности работы комплексов и агрегатов путем применения эффективных способов охраны выработок;

· Устройства необходимых аккумулирующих емкостей (горных бункеров), обеспечения рациональных и стабильных параметров лавы;

· Ограничения степени влияния на работу лав газовыделения из обнаженных забоев разрабатываемого пласта, выработанного пространства и отбитого угля;

· Прогнозирования геологических нарушений для исключения непредвиденных остановок лав.

Т.к. в восточной части «Центрального» блока принята погоризонтная подготовка, то возможны два варианта системы разработки: длинными столбами с отработкой их по падению или по восстанию.

Общим для систем разработки является:

- управление кровлей полным обрушением с применением механизированных очистных комплексов;

- прямоточная схема проветривания выемочного участка с обособленным разбавлением метана по источникам его выделения;

- бесцеликовая технология охраны выработок за лавой;

Системы разработки по восстанию не рекомендуется применять по следующим основным факторам:

- существует возможность травматизма из-за отжима угля;

- при отработке по восстанию организация прямоточной с подсвежением схемы проветривания возможна только при нисходящем направлении движения воздуха, что не рекомендуется;

- сложность работы выемочных машин.

В результате произведенного анализа системы разработки, целесообразно применять применить систему разработки длинными столбами, с отработкой их по падению, учитывая при этом горно-геологические условия залегания угольного пласта. Длина выемочных столбов 1600-2200 м.

В принятой системе разработки предусматривается:

- нарезка лав одинарными выработками с поддержанием промежуточных штреков на границе с выработанным пространством;

- применение в лавах механизированных очистных комплексов и узкозахватных добычных комбайнов;

- полное обрушение кровли очистной выработки вслед за подвиганием забоя;

- доставка материалов и оборудования рельсовым транспортом;

- прямоточная схема проветривания выемочного участка с подсвежающей струей;

- дегазация угольных пластов, их спутников и выработанного пространства.

8.2. Основные параметры системы разработки

Таблица 8.1.

Основные параметры системы разработки

Пласт

Мощность пласта, м

Количество лав по пласту

Длина лавы, м

Длина выемочного столба, м

Площадь очистной выемки, м2

Среднесуточная нагрузка на лаву, т/сут

“Тройной”

1,50

1

200

2000

400000

2150

“Четвертый”

2,70

1

200

2000

400000

3050

Коэффициент резерва производственной мощности:

Кр =

8.3. Подготовительные работы

Для подготовки выемочного столба, необходимо проведение комплекса оконтуривающих выработок, обеспечивающих вентиляцию лавы, транспортировку горной массы, материалов и оборудования, размещение добычных и вспомогательных машин и механизмов.

Под вентиляционный ходок используется сохраняемый после прохода предыдущей лавы конвейерный бремсберг.

Конвейерный бремсберг для следующей лавы проводится на расстоянии равном длине лавы до рельсового штрека, служащей для выпуска исходящей струи воздуха на вентиляционный горизонт. При отработке половины выемочного столба, конвейерный бремсберг на следующем столбе должен быть пройден на расстояние 1331 м и 726м соответственно по пласту “Четвертому ” и ”Тройному”.

У границы выемочного поля на расстоянии ширины охранного целика, у рельсового штрека проводится монтажная камера для монтажа и начала работы очистного комплекса.

Все подготовительные выработки проводятся по пласту с присечкой пород кровли и почвы, крепятся металлической арочной крепью с железобетонной затяжкой кровли и сеткой боков, сечением 12,8 м в свету.

8.4. Механизация очистных работ

Горно-геологические условия залегания угольных пластов в пределах намеченных площадей для отработки позволяют применить следующие механизированные очистные комплексы:

Пласт «Тройной» (n14+13+12) - механизированный комплекс КМ-144;

Пласт «Четвертый» (n11) -механизированный комплекс КМ-138.

Технические характеристики применяемого оборудования сведены в таблицу 8.2.

Таблица 8.2.

Характеристика очистных комплексов

Технические показатели

Механизированный комплекс

КМ-144

КМ-138

Механизированная крепь:

М-144

М-138

Вынимаемая мощность пласта, м

2,0-4,5

1,2-2,5

Шаг установки секций, м

1,5

1,5

Шаг передвижки секций, м

0,63

0,63

Сечение лавы в свету, м2

4,8-13,5

2,2-5,1

Скорость крепления лавы, м/мин

2,8

2,9

Давление крепи на почву, МПа

1,5

2,5

Коэффициент готовности

0,87

0,89

Очистной комбайн:

К-500

РКУ-13

Вынимаемая мощность пласта, м

1,4-3,5

1,25-2,2

Ширина захвата выемочного органа, м

0,63

0,63

Диаметр шнека, м

1,8

1,4

Мощность привода, кВт

635

200

Максимальная скорость подачи, м/мин

8,0

10,0

Коэффициент готовности

0,90

0,88

Система подачи

БСП, электро-

БСП, гидро-

Скребковый конвейер

СПЦ-271

СПЦ-261

Скорость движения цепи, м/с

1,4

1,4

Длина в поставке, м

200

200

Производительность, т/ч

900

900

Максимальный угол наклона, градус

35

35

Для транспортирования угля по конвейерному бремсбергу принимается ленточный конвейер 1ЛТ80У и 1ЛТ100У соответственно по пласту “Четвертому ” и ”Тройному”. На вентиляционном ходке устанавливается лебедка ЛВД-24 для доставки материалов.

8.5. Расчет механизированной крепи

Для определения нагрузки на механизированную крепь необходимо произвести расчет шагов обрушения непосредственной и основной кровли.

Расчет шагов обрушения произведен на ЭВМ по методике ИГД имени А. А. Скочинского. Программа R45.

По пласту «Четвертому»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

РАСЧЕТ ШАГОВ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ И ОСНОВНОЙ

КРОВЛИ ПЛАСТА ПО МЕТОДИКЕ ВОСТНИИ (ПРОГРАММА r45, ВЕРСИЯ 3)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 1.50

2.УГОЛ ПАДЕНИЯ ПЛАСТА, ГРАДУС .......................... 7.00

3.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

4.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА ................ 1.50

5.КОЭФФИЦИЕНТ РАЗРЫХЛЕНИЯ УГЛЯ В ЗОНЕ ОТЖИМА (1.05-1.2) 1.10

6.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ ПЛАСТА, М ........... 1.50

7.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ ... 5.60

8.КОЛ. РАССЛОЕНИЙ В 1 МЕТРЕ ПОРОД КРОВЛИ ПРИ ОБРУШЕНИИ 4.00

9.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ ........... 6.10

10.ПРОЧНОСТЬ ПОРОД ПОЧВЫ НА ВДАВЛИВАНИЕ, МПА ............ 25.00

11.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.00

12.ШИРИНА ЗАХВАТА КОМБАЙНА (ШАГ ВЫЕМКИ), М .............. .63

13.СКОРОСТЬ ПОДВИГАНИЯ ЛАВЫ, М/СУТКИ .................... 5.50

14.КОЛ-ВО СТОЕК КРЕПИ НА 1 М2 ПОДДЕРЖИВАЕМОЙ КРОВЛИ, ШТУК .49

15.НАЧАЛЬНЫЙ РАСПОР СТОЙКИ (СЕКЦИИ) КРЕПИ, КН ........... 584.00

16.РАБОЧЕЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ СТОЙКИ (СЕКЦИИ) КРЕПИ, КН ......1460.00

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

ШИРИНА ЗОНЫ ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ ЛАВЫ, М ................... 23.84

РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО МАКСИМУМА ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ, М ... 3.19

ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М: ПЕРВОНАЧАЛЬНЫЙ. 25.80

УСТАНОВИВШИЙСЯ. 4.27

ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М : ПЕРВОНАЧАЛЬНЫЙ........ 43.51

УСТАНОВИВШИЙСЯ........ 21.98

Расчет выполнил Ящишен С.А.

По пласту «Тройному»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

РАСЧЕТ ШАГОВ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ И ОСНОВНОЙ

КРОВЛИ ПЛАСТА ПО МЕТОДИКЕ ВОСТНИИ (ПРОГРАММА r45, ВЕРСИЯ 3)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 2.70

2.УГОЛ ПАДЕНИЯ ПЛАСТА, ГРАДУС .......................... 7.00

3.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

4.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА ................ 1.50

5.КОЭФФИЦИЕНТ РАЗРЫХЛЕНИЯ УГЛЯ В ЗОНЕ ОТЖИМА (1.05-1.2) 1.10

6.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ ПЛАСТА, М ........... 2.00

7.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ ... 5.60

8.КОЛ. РАССЛОЕНИЙ В 1 МЕТРЕ ПОРОД КРОВЛИ ПРИ ОБРУШЕНИИ 4.00

9.КОЭФФИЦИЕНТ КРЕПОСТИ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ ........... 6.10

10.ПРОЧНОСТЬ ПОРОД ПОЧВЫ НА ВДАВЛИВАНИЕ, МПА ............ 25.00

11.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.00

12.ШИРИНА ЗАХВАТА КОМБАЙНА (ШАГ ВЫЕМКИ), М .............. .63

13.СКОРОСТЬ ПОДВИГАНИЯ ЛАВЫ, М/СУТКИ .................... 4.20

14.КОЛ-ВО СТОЕК КРЕПИ НА 1 М2 ПОДДЕРЖИВАЕМОЙ КРОВЛИ, ШТУК .50

15.НАЧАЛЬНЫЙ РАСПОР СТОЙКИ (СЕКЦИИ) КРЕПИ, КН ...........1348.00

16.РАБОЧЕЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ СТОЙКИ (СЕКЦИИ) КРЕПИ, КН ......1925.00

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

ШИРИНА ЗОНЫ ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ ЛАВЫ, М ................... 35.39

РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО МАКСИМУМА ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ, М ... 5.77

ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М: ПЕРВОНАЧАЛЬНЫЙ. 22.71

УСТАНОВИВШИЙСЯ. 3.90

ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М : ПЕРВОНАЧАЛЬНЫЙ........ 35.53

УСТАНОВИВШИЙСЯ........ 16.72

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Расчет нагрузки на механизированную крепь произведен на ЭВМ по методике ИГД имени А. А. Скочинского. Программа R46.

По пласту «Четвертому»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ КРЕПИ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ (ПРОГРАММА r46)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

2.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 1.50

3.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М .................. 1.50

4.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ........ 2.56

5.СРЕДНИЙ КОЭФФ. КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ 5.60

6.ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М ............. 4.27

7.УГОЛ ОБРУШЕНИЯ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, ГРАДУС . 64.00

8.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ................ 2.61

9.ПРОЧНОСТЬ НА СЖАТИЕ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, МПА ....... 91.00

10.ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М ..................... 21.98

11.КРЕПЬ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ: 1-МЕХАНИЗИРОВАННАЯ, 2-ИНДИВИД. 1

12.МАКСИМАЛЬНАЯ ШИРИНА ПРИЗАБОЙНОГО ПРОСТРАНСТВА,

ПОДДЕРЖИВАЕМАЯ КРЕПЬЮ, М ............................. 5.43

13.РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО ПЕРВОГО РЯДА МЕХАНИЗИРОВАННОЙ

КРЕПИ ПРИ МИНИМАЛЬНОЙ ШИРИНЕ ПРИЗАБОЙНОГО ПР-ВА, М ... 2.35

14.РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО ПОСЛЕДНЕГО РЯДА МЕХАНИЗИРОВАН-

НОЙ КРЕПИ ПРИ МАКСИМАЛЬНОЙ ШИРИНЕ ПРИЗАБ. ПР-ВА, М ... 3.70

18.ШАГ УСТАНОВКИ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ КРЕПИ, М .............. 1.50

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

+++++ КРОВЛЯ ОТНОСИТСЯ К 3 ТИПУ ПО НАГРУЗОЧНОЙ СХЕМЕ +++++

+++ ОСНОВНАЯ КРОВЛЯ ПРИГРУЖАЕТ НЕПОСРЕДСТВЕННУЮ КРОВЛЮ +++

МОЩНОСТЬ АКТИВНОЙ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, ПРИГРУЖАЮЩАЯ КРЕПЬ, М 10.36

НЕОБХОДИМОЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ КРЕПИ В ЛАВЕ, КН/М2 ........... 480.67

НАГРУЗКА НА СЕКЦИЮ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ КРЕПИ, КН ........... 3915.0

НЕОБХОДИМАЯ ВЫСОТА МЕХ. КРЕПИ В РАЗДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ, М 1.52

НЕОБХОДИМАЯ ВЫСОТА МЕХ. КРЕПИ В СДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ, М .. 1.08

==========================================================

! СОПОСТАВЬТЕ НАГРУЗКУ НА КРЕПЬ С РАБОЧИМ СОПРОТИВЛЕНИЕМ !

! СЕКЦИЙ КРЕПИ, НЕОБХОДИМУЮ ВЫСОТУ КРЕПИ В РАЗДВИНУТОМ !

! И СДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ - С МАКСИМАЛЬНОЙ И МИНИМАЛЬНОЙ !

! КОНСТРУКТИВНОЙ ВЫСОТОЙ СЕКЦИЙ КРЕПИ. ПРИМИТЕ РЕШЕНИЕ !

==========================================================

Расчет выполнил Ящишен С.А.

По пласту «Тройному»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ КРЕПИ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ (ПРОГРАММА r46)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

2.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 2.70

3.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М .................. 2.00

4.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ........ 2.56

5.СРЕДНИЙ КОЭФФ. КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ 5.60

6.ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М ............. 3.90

7.УГОЛ ОБРУШЕНИЯ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, ГРАДУС . 64.00

8.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ................ 2.61

9.ПРОЧНОСТЬ НА СЖАТИЕ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, МПА ....... 85.00

10.ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М ..................... 16.72

11.КРЕПЬ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ: 1-МЕХАНИЗИРОВАННАЯ, 2-ИНДИВИД. 1

12.МАКСИМАЛЬНАЯ ШИРИНА ПРИЗАБОЙНОГО ПРОСТРАНСТВА,

ПОДДЕРЖИВАЕМАЯ КРЕПЬЮ, М ............................. 4.00

13.РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО ПЕРВОГО РЯДА МЕХАНИЗИРОВАННОЙ

КРЕПИ ПРИ МИНИМАЛЬНОЙ ШИРИНЕ ПРИЗАБОЙНОГО ПР-ВА, М ... 2.00

14.РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАБОЯ ДО ПОСЛЕДНЕГО РЯДА МЕХАНИЗИРОВАН-

НОЙ КРЕПИ ПРИ МАКСИМАЛЬНОЙ ШИРИНЕ ПРИЗАБ. ПР-ВА, М ... 3.50

18.ШАГ УСТАНОВКИ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ КРЕПИ, М .............. 1.50

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

+++++ КРОВЛЯ ОТНОСИТСЯ К 3 ТИПУ ПО НАГРУЗОЧНОЙ СХЕМЕ +++++

+++ ОСНОВНАЯ КРОВЛЯ ПРИГРУЖАЕТ НЕПОСРЕДСТВЕННУЮ КРОВЛЮ +++

МОЩНОСТЬ АКТИВНОЙ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, ПРИГРУЖАЮЩАЯ КРЕПЬ, М 6.66

НЕОБХОДИМОЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ КРЕПИ В ЛАВЕ, КН/М2 ........... 500.14

НАГРУЗКА НА СЕКЦИЮ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ КРЕПИ, КН ........... 3000.8

НЕОБХОДИМАЯ ВЫСОТА МЕХ. КРЕПИ В РАЗДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ, М 2.80

НЕОБХОДИМАЯ ВЫСОТА МЕХ. КРЕПИ В СДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ, М .. 2.00

==========================================================

! СОПОСТАВЬТЕ НАГРУЗКУ НА КРЕПЬ С РАБОЧИМ СОПРОТИВЛЕНИЕМ !

! СЕКЦИЙ КРЕПИ, НЕОБХОДИМУЮ ВЫСОТУ КРЕПИ В РАЗДВИНУТОМ !

! И СДВИНУТОМ ПОЛОЖЕНИИ - С МАКСИМАЛЬНОЙ И МИНИМАЛЬНОЙ !

! КОНСТРУКТИВНОЙ ВЫСОТОЙ СЕКЦИЙ КРЕПИ. ПРИМИТЕ РЕШЕНИЕ !

==========================================================

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Как видно из расчетов нагрузка на крепь и высота крепи удовлетворяют выбранным крепям М138 и М144 для пласта Четвертого и Тройного соответственно.

8.6. Расчет параметров охранных конструкций подготовительных выработок

Расчет произведен на ЭВМ по методике ИГД имени А. А. Скочинского. Программа R47.

По пласту «Четвертому»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

ПАРАМЕТРЫ КОНСТРУКЦИЙ ДЛЯ ОХРАНЫ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ

ВЫРАБОТОК (ПРОГРАММА r47 V.2)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - Конв бремсберг (пл. Четвертого)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

2.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 1.50

3.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М .................. 1.50

4.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ........ 2.51

5.СРЕДН. КОЭФФ. КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ . 5.60

6.ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М ............. 4.27

7.УГОЛ ОБРУШЕНИЯ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, ГРАДУС . 64.00

8.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ................ 2.51

9.ПРОЧНОСТЬ НА СЖАТИЕ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, МПА ....... 91.00

10.ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М ..................... 21.98

11.КОЭФФИЦИЕНТ, УЧИТЫВАЮЩИЙ МЕСТО ИЗЛОМА ОСНОВНОЙ КРОВЛИ

(1-ЕСЛИ ИЗЛОМ ПРОИСХОДИТ НАД ОХРАННОЙ КОНСТРУКЦИЕЙ,

0.5-ЕСЛИ ИЗЛОМ ПРОИСХОДИТ НАД УГОЛЬНЫМ МАССИВОМ) ..... 1.00

12.ШАГ ПЕРЕДВИЖКИ ПОСАДОЧНОЙ КРЕПИ В ЛАВЕ, М ............ .63

13.ШИРИНА ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ В ПРОХОДКЕ, М ...... 5.00

14.ШИРИНА БЕРМЫ, М ...................................... .25

15.ВИД ОХРАННОЙ КОНСТРУКЦИИ: 1-ОРГАННАЯ КРЕПЬ, 2-ЖЕЛЕЗО-

БЕТОННЫЕ ТУМБЫ, 3-ЛИТЫЕ ПОЛОСЫ ИЗ БЫСТРОТВЕРД. МАТ.

4-КОСТРЫ С 4-МЯ УЗЛАМИ ПОДАТЛИВОСТИ, 5-КОСТРЫ С 9-Ю

УЗЛАМИ ПОДАТЛИВОСТИ, 6-НАКАТНЫЕ КОСТРЫ, 7-БУТОКОСТРЫ . 1

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

= КРОВЛЯ ОТНОСИТСЯ К 3 ТИПУ ПО НАГРУЗОЧНОЙ СХЕМЕ. =

= ОСНОВНАЯ КРОВЛЯ ПРИГРУЖАЕТ НЕПОСРЕДСТВЕННУЮ КРОВЛЮ =

МОЩНОСТЬ АКТИВНОЙ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, ПРИГРУЖАЮЩЕЙ

ОХРАННУЮ КОНСТРУКЦИЮ, М ..... 9.97

НАГРУЗКА НА ОХРАННУЮ КОНСТРУКЦИЮ, КН/М .................. 4523.

РЕКОМЕНДУЕМЫЙ ДИАМЕТР СТОЕК ОРГАННОЙ КРЕПИ, М ........... .165

НЕСУЩАЯ СПОСОБНОСТЬ ОДНОЙ СТОЙКИ, КН .................... 354.

ЧИСЛО СТОЕК НА 1 М ОРГАННОЙ КРЕПИ ....................... 17.891

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Необходимое число стоек на 1м органной крепи 17,89 штук, диаметром 0,17 м, следовательно, органную крепь выставляем в три ряда.

По пласту «Тройному»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

ПАРАМЕТРЫ КОНСТРУКЦИЙ ДЛЯ ОХРАНЫ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ

ВЫРАБОТОК (ПРОГРАММА r47 V.2)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - Конв бремсберг (пл. Тройной)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

2.ВЫНИМАЕМАЯ МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ........................ 2.70

3.МОЩНОСТЬ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М .................. 2.00

4.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ........ 2.51

5.СРЕДН. КОЭФФ. КРЕПОСТИ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ . 5.60

6.ШАГ ОБРУШЕНИЯ НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, М ............. 3.90

7.УГОЛ ОБРУШЕНИЯ ПОРОД НЕПОСРЕДСТВЕННОЙ КРОВЛИ, ГРАДУС . 64.00

8.ПЛОТНОСТЬ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, Т/М3 ................ 2.51

9.ПРОЧНОСТЬ НА СЖАТИЕ ПОРОД ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, МПА ....... 85.00

10.ШАГ ОБРУШЕНИЯ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, М ..................... 16.72

11.КОЭФФИЦИЕНТ, УЧИТЫВАЮЩИЙ МЕСТО ИЗЛОМА ОСНОВНОЙ КРОВЛИ

(1-ЕСЛИ ИЗЛОМ ПРОИСХОДИТ НАД ОХРАННОЙ КОНСТРУКЦИЕЙ,

0.5-ЕСЛИ ИЗЛОМ ПРОИСХОДИТ НАД УГОЛЬНЫМ МАССИВОМ) ..... 1.00

12.ШАГ ПЕРЕДВИЖКИ ПОСАДОЧНОЙ КРЕПИ В ЛАВЕ, М ............ .63

13.ШИРИНА ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ В ПРОХОДКЕ, М ...... 5.00

14.ШИРИНА БЕРМЫ, М ...................................... .25

15.ВИД ОХРАННОЙ КОНСТРУКЦИИ: 1-ОРГАННАЯ КРЕПЬ, 2-ЖЕЛЕЗО-

БЕТОННЫЕ ТУМБЫ, 3-ЛИТЫЕ ПОЛОСЫ ИЗ БЫСТРОТВЕРД. МАТ.

4-КОСТРЫ С 4-МЯ УЗЛАМИ ПОДАТЛИВОСТИ, 5-КОСТРЫ С 9-Ю

УЗЛАМИ ПОДАТЛИВОСТИ, 6-НАКАТНЫЕ КОСТРЫ, 7-БУТОКОСТРЫ . 1

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ :

= КРОВЛЯ ОТНОСИТСЯ К 3 ТИПУ ПО НАГРУЗОЧНОЙ СХЕМЕ. =

= ОСНОВНАЯ КРОВЛЯ ПРИГРУЖАЕТ НЕПОСРЕДСТВЕННУЮ КРОВЛЮ =

МОЩНОСТЬ АКТИВНОЙ ОСНОВНОЙ КРОВЛИ, ПРИГРУЖАЮЩЕЙ

ОХРАННУЮ КОНСТРУКЦИЮ, М ..... 6.41

НАГРУЗКА НА ОХРАННУЮ КОНСТРУКЦИЮ, КН/М .................. 3471.

РЕКОМЕНДУЕМЫЙ ДИАМЕТР СТОЕК ОРГАННОЙ КРЕПИ, М ........... .222

НЕСУЩАЯ СПОСОБНОСТЬ ОДНОЙ СТОЙКИ, КН .................... 568.

ЧИСЛО СТОЕК НА 1 М ОРГАННОЙ КРЕПИ ....................... 8.552

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Необходимое число стоек на 1м органной крепи 8,55 штук, диаметром 0,22 м, следовательно, органную крепь выставляем в два ряда.

8.7. Технология ведения очистных работ

Выемка угля в лаве производится узкозахватными комбайнами К-500 (пласт "Тройной") с полным захва­том исполнительного органа 0,63 м. Комбайн работает с рамы лавного конвейера СПЦ-271. Движение комбайна обеспечивается по реечному ставу. Схема работы комбайна по выемке угля - односторонняя. Работа на участке осуществляется в четыре смены . Первая – ремонтная, остальные три смены добычные.

Каждая добычная смена начинается с осмотра оборудования и подготовки рабочего места. На это отводится двадцать минут. После осмотра оборудования МГВМ, подав предупредительный сигнал, запускает конвейер и включает комбайн.

Выемка угля

В исходном положении забойный конвейер выдвинут к забою, секции крепи отстают от конвейера на шаг передвижки, комбайн находится у сопряжения лавы с конвейерным штреком. Комбайн, перемещаясь по ставу лавного конвейера, производит выемку полосы угля от конвейерного бремсберга к вентиляционному ходку по вынимаемой мощности пласта.

Передвижка секций крепи

По мере подвигания комбайна при выемке угля вдоль забоя, горнорабочие очистного забоя на всех, закрепленных за ними участках лавы, передвигают и распирают секции крепи, закрепляя обнаженную кровлю. Передвижка секций крепи производится последовательно, вслед за проходом комбайна. Отставание передвижки крепи должно составлять не более 10 метров от комбайна. Передвижка первых 10 секций в концевых частях лавы производится сразу за комбайном.

Передвижка конвейера

Передвижка лавного конвейера производится по схеме “бегущей волны”, за исключением участка внизу лавы, который передвигается при зарубке комбайна.

Зачистка почвы

После того как комбайн закончит выемку полосы угля по всей длине лавы, произво­дится комбайновая зачистка этого участка в направлении от верхнего сопряжения к нижнему.

Концевые операции

После выемки полосы угля комбайн на маневровой скорости возвращается в исходное положение, и при движении шнеками зачищает почву. Передвижка приводов лавного конвейера производится с помощью гидродомкратов. Передвижку верхнего привода осуществляет рабочий по креплению верхнего сопря­жения, передвижку нижнего привода - машинист управления забойным конвейером.

Крепление сопряжения лавы с конвейерным штреком пласта

Для усиления основной крепи выработки впереди лавы выполняются следующие мероприятия:

- с неснижаемым опережением линии забоя лавы не менее, чем на 20 м по оси выработки без пропуска рам под верхняки рам арочной крепи устанавливается один ряд стоек трения 13Т-25 (при их наличии), причем стойки устанавливаются на брус 10х18 см (или на шпальный брус), который укладывается на предварительно зачищенную почву. При отсутствии стоек трения устанавливаются деревянные стойки диаметром не менее 20 см на брус и под брус 10х18 см и длиной 4,0 м;

- постоянное опережение зоны усиления обеспечивается перестановкой стоек 13Т-25, впереди зоны усиления, непосредственно перед передвижкой крепи сопряжения ОКСА;

- ежесменно, с неснижаемым опережением линии забоя лавы на 20 м и на 20 м за лавой производится подтягиванием гаек у ослабленных замковых соединений рам арочной крепи выработки, а также замена разорванных замков при их наличии.

Поддержание сопряжения лавы с конвейерным штреком обеспечивается специальной гидравлической крепью типа ОКСА-КМ103. Балки крепи распологаются по оси выработки. Углы наклона гидравлических стоек не должны превышать допустимых “Инструкцией по эксплуатации крепей сопряжения ОКСА”. Установка гидравлических стоек ОКСА перед передвижкой крепи производится на зачищенную почву (подрывка почвы осуществляется вручную, на кайло или отбойным молотком с неснижаемым опережением линии забоя лавы на 0,5 м). Из-за неравномерности деформации верхняков рам арочной крепи между балками крепи ОКСА и верхняками рам подкладываются отрезки бруса или доски для полного контакта балок с верхняками рам арочной крепи, находящейся находящимися над крепью ОКСА. Отрезки из бруса выкладываются на балки крепи ОКСА перед ее распором. Выпонение этих работ производится в соответствии с “Инструкцией по эксплуатации ОКСА-КМ103.000.Р3” в части:

1) наличие “Приспособления для повышения безопасности работ при эксплуатации крепей сопряжения”;

2) не производить данной работы при разгрузке и передвижке балок крепи.

Для предохранения крепи сопряжения от падения, между гидростойкими крепи натягивают два каната (две цепи от конвейера СП-63). Канаты (цепи) крепят за элементы металлической арочной крепи.

Усиление основной крепи выработки за лавой осуществляется установкой по верхняки рам арочной крепи стоек 13Т-25 в один ряд,примерно на 200 мм от оси выработки в сторону лавы, нпосредственно за крепью сопряжения ОКСА. По мере отхода лавы от на полную длину бруса (примерно 4,0 м), по оси выработки рядом со стойками 13Т-25 устанавливается один ряд деревянных стоек диаметром, не менее 20 см полд брус и на брус 10х18 см и длиной4,0 и причем, брус укладывается на зачищенную почву. После установки усиления основной крепи выработки стойки трения 13Т-25 снимаются и используются для временного усиления основной крепи при последующих циклах.

Зона усиления основной крепи за лавой не менее 80 м. Поломанные ремонтины в зоне усиления должны быть заменены.

Стойки рам арочной крепи со стороны лавы, по мере передвижки привода лавного конвейера, демонтируются, а за приводом восстанавливаются, причем, количество одновременно снятых стоек не должно превышать 5 шт.. С целью обеспечения наиболее полной работы рам арочной крепи в режиме податливости, восстанавливаемые стойки рам устанавливаются на почву пласта и лунки, которые разделываются вручную на кайло или отбойный молоток на глубину 0,3-0,4 м, с целью обеспечения нахлеста в замковых соединениях не более 500 мм. В зоне установившегося горного давления величина в нахлестах рам арочной крепи не должна превышать 1000 м.

Вместо демонтированных стоек, для удержания лобовой части лавы, на верхняки рам арочной крепи и контрольный ряд укладываются отрезки из бруса 10х18 см, поверх которых укладывается деревянная затяжка из доски толщиной 6,0 см.

Для обеспечения условий, предусмотренных правилами технической эксплуатации данного конвейера, с неснижаемым опережением линии забоя лавы на 7-8 м и производится подрывка почвы выработки вручную (на кайло или отбойный молоток) на 150-200 мм.

Для установки прогонов впереди лавы, в краевой части, извлекается или вырубается затяжка и разделывается ниша глубиной 1,0 м, с неснижаемым опережением линии забоя лавы, не менее, чем на 5 циклов. Ниша разделывается на кайло или отбойный молоток. После извлечения затяжки производится сборка обнаженной поверхности поддиром длиной 1,5 м (рабочий при этом находится под защитой постоянной крепи выработки). В ниши под прогоны из бруса 10х18 см длиной 4,0 м, которые устанавливаются с нахлестом не менее 1,0 м по отношению друг к другу, устанавливаются металлические стойки трения 13Т-25 с шагом 0,63 м. В качестве прогона для контрольного ряда может быть использован прогон из круглого леса диаметром 18-20 см и длиной 5,0 м.

Для предотвращения просыпания пород кровли в краевой части лавы, производится полная затяжка кровли на 2-3 секциях крепи доской толщиной 6,0 см и длиной 4,0 м.

Крепление сопряжения лавы с вентиляционным штреком

Усиление основной крепи выработки на сопряжении лавы с вентиляционным штреком, впереди лавы и за лавой до погашения тупика производится установкой деревянных ремонтин диаметром не менее 20 см. Ремонтины устанавливаются на зачищенную почву в один ряд по оси выработки без пропуска рам под брус 10х18 см и длиной 4,0 м (или прогоны из круглого леса диаметром 16-18 см) с постоянным опережением линии забоя лавы на 20 м. Вместо деревянных ремонтин допускается применение стоек трения типа 13Т-25, при их наличии.

Ежесменно, с опережением линии забоя лавы на 20 м производится подтягивание ослабленных замковых соединений рамы арочной крепи выработки, а также замена разорваных замков.

Деревянная затяжка свода и боков сопрела и на большей длине выработки не является ограждением и предохранительным элементом. Поэтому на таких участках выработки с целью предотвращения вывалов породы из сводовых частей и заваливания рельсового пути, и что также может привести к значительному уменьшению площади поперечного сечения выработки, к верхнякам рам арочной крепи в 80-100 и более метрах впереди лавы подвешивается сетка “Рабица”. Надзор участка должен постоянно осуществлять контроль за состоянием крепления вентиляционного штрека и принимать заблаговременно меры по предупреждению аварийных ситуаций, связанных с вывалами перемятой породы вне “типовой” зоны опорного давления.

Концевой привод лавного конвейера смонтирован в лаву, поэтому стойки рам арочной крепи выработки со стороны лавы, при его передвижке не демонтируются.

Для поддержания краевой части лавы под прогоны из бруса 10х18 см и длиной 4,0 м (или прогоны из круглого леса диаметром 16-18 см и длиной 5,0 м) пробиваются деревянные стойки диметром 16-18 см в один ряд с шагом 0,63 м. Последующий брус заводится под предыдущий с нахлестом, не менее 1,0 м. Впереди лавы прогоны заводятся в нишу, которая разделывается в краевой частис неснижаемым опережением линии забоя лавы на пять циклов. Ниша разделывается вручную на кайло или отбойный молоток, отбитый уголь отгружается на лавный конвейер.

Для предотвращения просыпания пород кровли в краевой части лавы, производится полная затяжка кровли по 2-3 секциям крепи и контрольному ряду доской толщиной 6,0 см и длиной 4,0 м.

Для удержания лобовой части лавы, отрезки из бруса 10х18 см укладываются одним концом на верхняки рам, другим на брус контрольного ряда. На отрезки из бруса укладываются затяжки из доски толщиной 6,0 см.

Ввиду технических возможностей комбайна, после выхода его в зону концевого привода лавного конвейера, происходит оставление участка, примерно 0,3х2,5 м, с неподрубленной почвой пласта впереди лавного конвейера. В этом случае производится реверс подачи комбайна и он, зачистным ходом отгоняется вниз по лаве на 13-15 м от концевой секции крепи. Оставшиеся за комбайном секции крепи последовательно задвигаются к забою, после чего комбайн и лавный конвейер выключаются. Затем вручную производится подрывка почвы неподрубленного участка, при этом рабочие должны тщательно следить за состоянием кровли и груди забоя, находиться под секциями и при необходимости обирать забой его при помощи поддира.

После окончания работ по подрывке почвы лавный конвейер на этом участке передвигается к забою, комбайн включается и продолжает движение зачистным ходом в сторону конвейерного штрека. Вслед за комбайном осуществляется, с отстованием 12-15 секций крепи, передвижка лавного конвейера к забою по схеме “бегущей волны”.

8.8. Взаимное положение очистных и подготовительных работ

По пласту «Четвертому»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

ВЗАИМНОЕ ПОЛОЖЕНИЕ ОЧИСТНЫХ И ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ЗАБОЕВ

(ПРОГРАММА a12. V3)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ДЛИНА СТОЛБА, ПОДЛЕЖАЩЕГО ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКЕ, М ......... 2100.

2.РАССТОЯНИЕ, КОТОРОЕ ОСТАЛОСЬ ПРОЙТИ ОЧИСТНОМУ ЗАБОЮ

ДЛЯ ДОРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА, М .................. 1200.

3.СКОРОСТЬ ПОДВИГАНИЯ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ, М/СУТКИ ......... 5.45

4.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ МОНТАЖА ОБОРУДОВАНИЯ В РАЗРЕЗНОЙ

ВЫРАБОТКЕ, МЕСЯЦЫ .................................... 1.00

5.РЕЗЕРВ ВРЕМЕНИ НА ПРОФИЛАКТИЧЕСКИЕ РАБОТЫ

И ГОРНОГЕОЛОГИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ РАЗРАБОТКИ, МЕСЯЦЫ ...... 2.00

6.ЧИСЛО ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНО ПРОВОДИМЫХ ВЫРАБОТОК ДЛЯ

ПОДГОТОВКИ НОВОГО ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА ................. 2

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

====================================================

НО- ! НАЗВАНИЕ ! ДЛИНА ! СКОРОСТЬ, ! ВРЕМЯ

МЕР ! ВЫРАБОТКИ! (ОБ"ЕМ), ! М/МЕС ! ПРОХОДКИ,

! ! М (М3) ! (М3/МЕС) ! МЕСЯЦЫ

====================================================

1 бремсберг 2100. 160. 13.13

2 печь 200. 200. 1.00

====================================================

ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ОТРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА ЛАВОЙ,МЕС. 15.413

ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ДОРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА, МЕСЯЦЫ .. 8.807

ВРЕМЯ, НЕОБХОДИМОЕ ДЛЯ ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНОГО ПРОВЕДЕНИЯ ВСЕХ

ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК НА НОВОМ ВЫЕМОЧНОМ УЧ-КЕ, МЕС. 14.125

ДЛИТЕЛЬНОСТЬ ПОДГОТОВКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА С УЧЕТОМ

РЕЗЕРВА ВРЕМЕНИ И МОНТАЖА ОБОРУДОВАНИЯ, МЕСЯЦЫ .......... 17.125

НА НОВОМ ВЫЕМОЧНОМ УЧАСТКЕ

ПРОЙДЕН(А) " 1 бремсберг" НА РАССТОЯНИЕ 1331. М

НОВЫЙ ВЫЕМОЧНЫЙ УЧАСТОК ДОЛЖЕН НАЧАТЬ ПОДГОТАВЛИВАТЬСЯ

ЗА 1.71 МЕСЯЦА ДО НАЧАЛА ОЧИСТНЫХ ОЧИСТНЫХ РАБОТ НА

ДЕЙСТВУЮЩЕМ УЧАСТКЕ

Расчет выполнил Ящишен С.А,

По пласту «Тройному»

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

ВЗАИМНОЕ ПОЛОЖЕНИЕ ОЧИСТНЫХ И ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ЗАБОЕВ

(ПРОГРАММА a12. V3)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ДЛИНА СТОЛБА, ПОДЛЕЖАЩЕГО ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКЕ, М ......... 2000.

2.РАССТОЯНИЕ, КОТОРОЕ ОСТАЛОСЬ ПРОЙТИ ОЧИСТНОМУ ЗАБОЮ

ДЛЯ ДОРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА, М .................. 1200.

3.СКОРОСТЬ ПОДВИГАНИЯ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ, М/СУТКИ ......... 4.20

4.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ МОНТАЖА ОБОРУДОВАНИЯ В РАЗРЕЗНОЙ

ВЫРАБОТКЕ, МЕСЯЦЫ .................................... 1.00

5.РЕЗЕРВ ВРЕМЕНИ НА ПРОФИЛАКТИЧЕСКИЕ РАБОТЫ

И ГОРНОГЕОЛОГИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ РАЗРАБОТКИ, МЕСЯЦЫ ...... 2.00

6.ЧИСЛО ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНО ПРОВОДИМЫХ ВЫРАБОТОК ДЛЯ

ПОДГОТОВКИ НОВОГО ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА ................. 2

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

====================================================

НО- ! НАЗВАНИЕ ! ДЛИНА ! СКОРОСТЬ, ! ВРЕМЯ

МЕР ! ВЫРАБОТКИ! (ОБ"ЕМ), ! М/МЕС ! ПРОХОДКИ,

! ! М (М3) ! (М3/МЕС) ! МЕСЯЦЫ

====================================================

1 бремсберг 2100. 185. 11.35

2 печь 200. 200. 1.00

====================================================

ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ОТРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА ЛАВОЙ,МЕС. 19.048

ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ДОРАБОТКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА, МЕСЯЦЫ .. 11.429

ВРЕМЯ, НЕОБХОДИМОЕ ДЛЯ ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНОГО ПРОВЕДЕНИЯ ВСЕХ

ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК НА НОВОМ ВЫЕМОЧНОМ УЧ-КЕ, МЕС. 12.351

ДЛИТЕЛЬНОСТЬ ПОДГОТОВКИ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА С УЧЕТОМ

РЕЗЕРВА ВРЕМЕНИ И МОНТАЖА ОБОРУДОВАНИЯ, МЕСЯЦЫ .......... 15.351

НА НОВОМ ВЫЕМОЧНОМ УЧАСТКЕ

ПРОЙДЕН(А) " 1 бремсберг" НА РАССТОЯНИЕ 726. М

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Раздел 9. Подземный транспорт

9.1. Рельсовый транспорт

Основным откаточным горизонтом в настоящее время является III горизонт (–345 м), по которому с северного и южного крыльев шахты осуществляется транспортировка грузов, оборудования и людей.

Перевозка людей осуществляется в вагонетках ВЛ-18. Тип применяемых электровозов 13АРП, 14АРП, 2АМ-8Д. Доставка людей к рабочим местам осуществляется по клетевому стволу с основной промплощадки шахты. Спуск людей производится до горизонта -345 м.

Для откатки породы и доставки материалов, оборудования и людей по основным откаточным выработкам горизонта –345 м применяются аккумуляторные электровозы АРП14-900.

Величина гружённого состава определена из условия нагревания тяговых двигателей. Количество вагонеток (платформ) в составе:

а) для породы - 15 вагонеток типа ВДК-2,5 (грузоподъемность вагонеток по породе - 4,5 т);

б) для материалов и оборудования 10 платформ;

в) для людей - не более 15 вагонеток типа ВПГ-18.

Зарядка батарей электровозов производится в зарядной камере горизонта –345 м.

Электровозная откатка по групповым штрекам горизонта –550 м блока №2 производится электровозами аккумуляторными АМ8Д-900 в количестве двух штук (один рабочий, один — резервный). Величина груженного состава определена из условия нагревания тяговых двигателей.

Количество вагонеток (платформ) в составе:

а) для породы — 15 вагонеток типа ВДК-2,5;

б) для материалов и оборудования — 10 платформ.

Электровозная откатка на горизонте –620 м необходима для маневровых операций на приемной площадке, для чего используется один аккумуляторный электровоз АМ8Д-900, зарядка — в зарядной камере на приемной площадке горизонта –620 м блока №2.

Доставка материалов и оборудования производится напочвенными канатными дорогами типа НКД, ДНГ, ДКНЛ. Выдача породы с четвертого горизонта в блоке №2 предусматривается с помощью одноконцевых подъемов. Основные грузопотоки вспомогательного транспорта осуществляется по откаточным выработкам горизонтов –345 м, –550 м и капитальным рельсовым уклонам, а также по промежуточным штрекам. По фланговым вентиляционным сбойкам и горизонту –620 м и блока №2 вспомогательный транспорт используется для проведения и поддержания выработок. Наклонные выработки с рельсовой доставкой от горизонта –345 м и ниже оборудованы подъемными машинами БМ-2000, ПМЦ-2,5-2АР и лебедками ЛВ-25, ЛВД-34.

Организацией движения электровозов в течение смены занимается непосредственно подземный диспетчер (горный мастер участка УРТ), который подчиняется горному диспетчеру.

9.2. Конвейерный транспорт

Транспортировка угля и горной массы производиться от добычных участков и подготовительных забоев по участковым ленточным конвейерам 1ЛТ-80Уи 2ЛТ-100 в промежуточные бункера и на магистральные конвейера.

На блоке №1 горная масса поступает по участковым ленточным конвейерам на конвейерный уклон пласта Четвертого, оборудованный ленточными конвейерами 3Л-100У и 2ЛУ-120, производительностью 400 т/ч, длиной 680 м и 760 м, соответственно.

На блоке №2 горная масса с пласта Четвертого поступает на групповой конвейерный штрек, оборудованный ленточным конвейером 2ЛУ-120 длиной 980 м. Горная масса с пласта Тройного поступает на этот же конвейер через промежуточные гезенки. Далее через промежуточный бункер горная масса поступает на полевой конвейерный уклон 24-ю, оборудованный ленточным конвейером 2ЛУ-120 длиной 860 м. Производительность конвейеров 720 т/ч.

С магистральных конвейеров горная масса поступает в погрузочные бункера блоков №1 и №2, емкостью 350 и 320 т соответственно. Из бункеров горная масса ленточными конвейерами 3Л-120В грузится в угольную или породную яму околоствольного двора и далее по скиповому стволу выдается на поверхность.

9.3. Участковый транспорт

Исходя из выбранных способов вскрытия и подготовки, а также принятой системы разработки и учитывая требования нормативных документов, принимаем следующие схемы транспорта.

Для транспорта угля – конвейерная доставка: по участковым выработкам телескопическими ленточными конвейерами, по магистральным выработкам – мощными стационарными ленточными конвейерами большой производительности.

Группирование транспортных потоков угля будем производить на групповой конвейерный штрек пласта «Четвертого».

Транспорт людей и вспомогательных материалов будет осуществляться: по капитальным горизонтальным выработкам – локомотивная откатка аккумуляторными электровозами; по рельсовым уклонам концевым канатным подъемом и канатно-кресельными дорогами; по участковым выработкам – напочвенные дороги с бесконечным канатом.

Транспортное оборудование на участке:

Пласт «Четвертый»

Лавный скребковый конвейер – СПЦ 261;

Скребковый перегружатель – СП 202;

Ленточный конвейер – ЛТ80У.

Пласт «Тройной»

Лавный скребковый конвейер – СПЦ 271;

Скребковый перегружатель – СП 301;

Ленточный конвейер – ЛТ100У.


9.4. Эксплуатационный расчет ленточного конвейера

Выбирая конвейер, необходимо соблюдать, условие по которому его паспортная часовая производительность должна быть не меньше среднечасового грузопотока, поступающего на конвейер.

Qсм = Aсут / 3 = 2100/3 = 700 т/см

где: Aсут = 2100 т/сут – суточная добыча

Qч = 117 т/ч

Ближайшее значение Q = 520 м3/мин соответствует конвейеру 2ЛТ80:

- максимальная производительность по углю 520 т/ч;

- длина в поставке 1000 м;

- тип ленты БКНЛ-150;

- ширина ленты 800 мм;

- скорость перемещения ленты 2,5 м/с;

- приводные барабаны (нефутированные с насечкой) 2 шт.;

- суммарный угол обхвата 4700;

- приводные блоки 2 шт.;

- тип двигателей ВР-225-4;

- мощность 2*55 кВт.

Проверка производительности по ширине ленты

B =,

где: Bр и Bл - расчетная и паспортная ширина ленты конвейера соответственно;

Кл = 340 – коэффициент производительности;

= 0,95 – коэффициент загрузки ленты;

Vл = 2,5 м/с – паспортная скорость движения ленты;

Y = 0,9 т/м3 – насыпная масса материала.

B =< 0,8 м.

Линейные массы движущихся частей конвейера

Линейная масса груза

q = =13 кг/м;

Линейная масса резинотканевой ленты БКНЛ-150

qл =14,5 кг/м;

Линейные массы вращающихся частей роликовых опор

qр 1 = Gр 1 /gр 1 = 25/1,5 = 16,7 кг/м;

qр 11 = Gр 11 /gр 11 = 25/3 = 8,3 кг/м;

где: Gр 1 И Gр 11 – масса вращающихся частей роликоопор соответственно на груженой и порожней ветвях ленты, кг;

gр 1 и gр 11 – расстояние между роликоопорами нагруженной и порожней ветках, м.

Сопротивление грузовой ветви конвейера

Wгр =g∙L∙[(q+qл +qр 11 )∙w1 ∙cosb±(q+qл )∙sinb],

где: w1 =0,03 – коэффициент сопротивления движению ленты.

Wг p =9,8∙1000∙[(13+14,5+16,7)∙0,03∙0,98 - (13+14,5)∙0,12]=-19580 H.

Сопротивление порожней ветви конвейера

Wпор =g∙L∙[(qл +qр 11 )∙w1 ∙cosb±qл ∙sinb],

Wпор =9,8∙1000∙[(14,5+8,3)∙0,03∙0,98 + 14,5∙0,12] =23621 H.

Т.к. Wгр < Wпор привод конвейера необходимо располагать в начале конвейера.

В случае если сопротивление груженой или холостой ветви получились отрицательными, то расчет методом обхода контура по точкам начинаем по условию провисания ленты.

Определение натяжений в точках контура конвейера

Необходимое минимальное натяжение ленты:

Sтр. min =5(q+qл) gр 1 ∙g =5∙(13+14,5)∙1,5∙9,8=2021 кН

Натяжение в точках контура ленточного конвейера:

S5=Sтр .min =2021 Н;

S4=k∙S2=1,1∙2021=2223 Н;

S3=S4+Wпор =2223+23621=25844 Н;

S2= S1=Sнаб =k∙S3=1,1∙25844=28429 Н;

S6=S5-Wгр =2021-(-19580)=21601 Н;

S7= S8=S6/k=21601/1.1=19637 Н;

S9= S10=Sсб =S8/k=19637/1.1=17851 Н.

Усилие на натяжном устройстве

Fн = Sнаб + Sсб = S4 + S5 =2223+2021=4244 H.

Расчет мощности двигателей конвейера

Суммарная расчетная мощность

N p = k р ,

где: k р = 1,15¸1,2 - коэффициент резерва мощности;

F - тяговое усилие на валу двигателя, Н:

F = S нбS +f п (S нб +S сб ),

где: S нб =28429 Н - натяжение в точке набегания ленты на приводной барабан;

S сб =17851 Н - натяжение в точке сбегания приводного барабана;

f п =0,03 - приведенный коэффициент трения в подшипниках вала приводного барабана;

F =28429–17851+0,03∙(28429+17851)=11966 Н;

v п =2,5м/с - паспортная или выбранная скорость движения ленты;

h = 0,85 - коэффициент полезного действия.

N p = 1,15 ·= 41 кВт.

Расчет ленты на прочность

ip =,

где: ip – количество прокладок;

Smax = 28429 Н - максимальное статическое натяжение ленты;

[m] = 8 - допустимый коэффициент запаса прочности лент;

sp = 1500 Н - разрывное усилие 1 см ширины прокладки.

ip == 1.92

Следовательно, выбранный нами конвейер соответствует требуемым условиям.

Раздел 10. Проветривание

10.1. Общие сведения

По условиям эксплуатации шахта относится:

- к сверхкатегорийной по газу;

- к опасной по взрыву угольной пыли;

- к угрожаемой по горным ударам.

При отработке способ проветривания – всасывающий. Схема проветривания выемочных участков – прямоточная с полным разбавление метана. Выемочные участки подготавливаются одинарными выработками – конвейерной и грузовой. Свежий воздух подается с откаточного горизонта по обеим выработкам. Исходящая струя выводится по вентиляционной выработке на вентиляционный горизонт.

Подготовительные забои проветриваются вентиляторами местного проветривания, обособленно проветриваются склады ВМ и депо электровозов.

10.2. Расчет метановыделения из сближенных пластов

При подработке и надработке пластов угольной свиты происходит их естественная дегазация, если метан из них выделяется в горные выработки разрабатываемого пласта. В этом случае по отношению к разрабатываемому пласту соседние угольные пласты называют сближенными или пластамиспутниками.

Расчет выполнен на ЭВМ по программе разработанной на кафедре ЭА и ОТ, составленной Синопальниковым К.Г. и Синопальниковым Д.А., С04.

Т.к. проектом предусмотрена подработка пласта «Тройного», производим расчет для пласта «Четвертого»


Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии, аэрологии и охраны труда

Ф.И.О............................ГРУППА.........ДАТА........

РАСЧЁТ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЯ ИЗ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ (СПУТНИКОВ)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ И РЕЗУЛЬТАТЫ

Расчёт выполнен для условий Печорского бассейна.

Угол падения свиты пластов,град.: 7

Полная вынимаемая мощность разрабатываемого пласта,м: 1.5

Полезная вынимаемая мощность этого пласта,м: 1.5

Глубина горных работ от поверхности,м: 800

Глубина верхней границы зоны метановых газов от поверхности,м: 200

Способ управления кровлей разрабатываемого пласта- полное обрушение

Число пластов,залегающих ВЫШЕ разрабатываемого 7

Число пластов,залегающих НИЖЕ разрабатываемого 5

ОЖИДАЕМОЕ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ ИЗ ПОДРАБАТЫВАЕМЫХ ПЛАСТОВ (СПУТНИКОВ).

╔════╤═════╤════════╤═════════╤═════╦═════════╤══════════╗

║ iп │mпi,м│Xпi,м3/т│Xопi,м3/т│Мпi,м║X'пi,м3/т│qсппi,м3/т║

╟────┼─────┼────────┼─────────┼─────╫─────────┼──────────╢

║ 1 │2.7 │17.000 │5.0000 │20.0 ║6.33306 │19.20050 ║

║ 2 │0.2 │9.600 │2.8500 │28.0 ║3.78730 │0.77503 ║

║ 3 │0.4 │9.500 │2.8500 │31.0 ║3.99504 │1.46799 ║

║ 4 │0.5 │9.450 │2.8500 │36.0 ║4.16972 │1.76009 ║

║ 5 │0.4 │9.330 │2.8500 │39.0 ║4.25371 │1.35368 ║

║ 6 │0.2 │9.290 │2.8500 │50.0 ║4.63852 │0.77525 ║

║ 7 │0.2 │9.210 │2.8500 │57.0 ║4.86358 │0.60850 ║

╚════╧═════╧════════╧═════════╧═════╩═════════╧══════════╝

Высота зоны подработки над разрабатываемым пластом Мрп,м:....180.04

Суммарное метановыделение из подрабатываемых пластов qсп.п ,м3/т..25.9

ОЖИДАЕМОЕ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ ИЗ НАДРАБАТЫВАЕМЫХ ПЛАСТОВ (СПУТНИКОВ).

+----+-----+--------+---------+-----+---------+----------+

| iн |mнi,м|Xнi,м3/т|Xонi,м3/т|Мнi,м|X'нi,м3/т|qспнi,м3/т|

|----+-----+--------+---------+-----+---------+----------|

| 1 |0.2 |9.3200 |2.70000 |5.0 |3.18260 | 0.81831 |

| 2 |0.2 |9.8200 |2.83000 |8.0 |3.64533 | 0.86445 |

| 3 |0.2 |11.020 |3.17000 |11. |4.42900 | 0.87879 |

| 4 |0.8 |11.160 |3.17000 |33. |5.61642 | 2.10871 |

| 5 |0.5 |10.910 |3.04000 |39. |7.51513 | 1.45264 |

+----+-----+--------+---------+-----+---------+----------+

Глубина зоны надработки под разрабатываемым пластом Мрн,м:..... 68.6

Суммарное метановыделение из надрабатываемых пластов qcп.н,м3/т.. 6.1

10.3. Расчет проветривания выемочного участка

Проветривание выемочных участков осуществляется по прямоточной схеме с подсвежением исходящей струи воздуха.


Таблица 10.1.

Схема проветривания

Тип

Подтип

Класс

Подкласс

Вид

ПС

НАЗ

Kc1

Kc2

KВ . П

3

В

Н

НС

ПТ

1

ВП+ТР

-1

-1

0-1

Расчет выполнен на ЭВМ по программе разработанной на кафедре ЭА и ОТ, составленной Синопальниковым К.Г. и Синопальниковым Д.А., С01.

По пласту «Четвертому» (без дегазации)

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии,аэрологии и охраны труда

Ф.И.О.................... Группа........ Дата........

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ПРОВЕТРИВАНИЯ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА

Исходные данные

1.BS........2 17.Коз......1.2 33.Co,%........0 49.Vmax,м/с...4

2.m,м.......1.5 18.Кут.п....1.3 34.qcп.п,м3/т..25.9 50.Vmin,м/c...0.25

3.Yт/м3.....1.33 19.Кут.л....0 35.qсп.н,м3/т..6.1 51.Vопт,м/с...1.2

4.Х,м3/т....17 20.Квп......0 36.Кдп.........0 52.СВ.........2

5.Хо,м3/т...5 21.Ап,т/сут.0 37.Кдпп........0 53.Кэп........0

6.Vг,%......30 22.Iп,м3/мин0 38.Кдсп........0 54.Vтл,м/с....1.4

7.H,м.......800 23.Qвс,м3/с.0 39.Кдсн........0 55.Тту,мин....13

8.aпл,град..7 24.S1,м2....12.8 40.Кдв.........0 56.bтл........1

9.f.........5.6 25.S2,м2....12.8 41.Кпор........0.15 57.Тсм,мин....360

10.Тип......3 26.Vimin,м/с0.15 42.Аоч,т/сут..2100 58.nсм........3

11.Подтип...2 27.Kc1......-1 43.Loч,м.......200 59.Nчел...... 6

12.Вид......2 28.Кс2......-1 44.r,м.........0.63 60.Вуг,кг.....0

13.ПК.......3 29.bзд1,м...13 45.j,т/мин.....1 61.t,мин......30

14.ПС.......1 30.bзд2,м...13 46.УК..........1 62.Sв,м2......12.2

15.НАЗ......3 31.C,%......1 47.S'оч,м2.....3.44 63.Vид,м/c...6

............... .32.Cоз,%....0.5 48.S''оч,м2....4.4

Результаты

Cкорость подвигания очистного забоя, м/сутки(Vоч).................5.26

Абсолютное метановыделение в призаб.пространстве лавы(Iоз),м3/мин:8.15

то же в выработанном пространстве(Iвп),м3/мин.................45.02

то же из транспортируемого вне лавы угля(Iту),м3/мин..........0.3

то же на выемочном участке(Iуч),м3/мин........................53.47

в том числе поступает метана в очистной забой(Iоч),м3/мин.........8.15

Базовая величина относит.метанообильности выемочн. участка(qучг),м3/т36.66

Необходимый расход воздуха для проветривания очистного забоя,м3/с:

по метану(Qочг)................................ 15.09

по людям(Qочл)................................. 0.6

по минимальной скорости движения воздуха(Qочv). 1.32

по пылевому фактору(Qочп)...................... 4.95

по опасности местных скоплений метана(Qочс).... 0

по газам при взрывных работах(Qочвв)............0

принятая величина расхода воздуха(Qоч),м3/с........................15.09

Расход воздуха в призабойном пространстве лавы(Qоч'=Qоч/Kоз),м3/с..12.58

Скорость движения воздуха в призабойном пространстве лавы(v),м/с...3.66

Величина утечек воздуха через выработанное простр.лавы(Qут.в),м3/с.14.9

Коэффициент этих утечек(kут.в).....................................2.38

Дополнит.расход возд. для обособл.проветр. трансп.выр-ки(Qдоп1),м3/с1.92

то же для подсвежения исходящей струи(Qдоп2),м3/с...................82.49

Расход воздуха для проветривания выемочного участка(Qуч),м3/с.......114.4

Скорость исходящей из участка струи воздуха(Vисх),м/c...............8.23

НЕОБХОДИМО УМЕНЬШИТЬ СКОРОСТЬ ИСХОДЯЩЕЙ СТРУИ ВОЗДУХА!

По пласту «Четвертому»

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии,аэрологии и охраны труда

Ф.И.О.................... Группа........ Дата........

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ПРОВЕТРИВАНИЯ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА

Исходные данные

1.BS........2 17.Коз......1.2 33.Co,%........0 49.Vmax,м/с...4

2.m,м.......1.5 18.Кут.п....1.3 34.qcп.п,м3/т..25.9 50.Vmin,м/c...0.25

3.Yт/м3.....1.33 19.Кут.л....0 35.qсп.н,м3/т..6.1 51.Vопт,м/с...1.2

4.Х,м3/т....17 20.Квп......0 36.Кдп.........0 52.СВ.........2

5.Хо,м3/т...5 21.Ап,т/сут.0 37.Кдпп........0 53.Кэп........0

6.Vг,%......30 22.Iп,м3/мин0 38.Кдсп........0.6 4.Vтл,м/с....1.4

7.H,м.......800 23.Qвс,м3/с.0 39.Кдсн........0 55.Тту,мин....13

8.aпл,град..7 24.S1,м2....12.8 40.Кдв.........0 56.bтл........1

9.f.........5.6 25.S2,м2....12.8 41.Кпор........0.15 57.Тсм,мин....360

10.Тип......3 26.Vimin,м/с0.15 42.Аоч,т/сут..2100 58.nсм........3

11.Подтип...2 27.Kc1......-1 43.Loч,м.......200 59.Nчел...... 6

12.Вид......2 28.Кс2......-1 44.r,м.........0.63 60.Вуг,кг.....0

13.ПК.......3 29.bзд1,м...13 45.j,т/мин.....1 61.t,мин......30

14.ПС.......1 30.bзд2,м...13 46.УК..........1 62.Sв,м2......12.2

15.НАЗ......3 31.C,%......1 47.S'оч,м2.....3.44 63.Vид,м/c...6

............... .32.Cоз,%....0.5 48.S''оч,м2....4.4

Результаты

Cкорость подвигания очистного забоя, м/сутки(Vоч).................5.26

Абсолютное метановыделение в призаб.пространстве лавы(Iоз),м3/мин:7.67

то же в выработанном пространстве(Iвп),м3/мин.................17.47

то же из транспортируемого вне лавы угля(Iту),м3/мин..........0.29

то же на выемочном участке(Iуч),м3/мин........................25.42

в том числе поступает метана в очистной забой(Iоч),м3/мин.........7.67

Базовая величина относит.метанообильности выемочн. участка(qучг),м3/т35.4

Необходимый расход воздуха для проветривания очистного забоя,м3/с:

по метану(Qочг)................................ 15.92

по людям(Qочл)................................. 0.6

по минимальной скорости движения воздуха(Qочv). 1.32

по пылевому фактору(Qочп)...................... 4.95

по опасности местных скоплений метана(Qочс).... 0

по газам при взрывных работах(Qочвв)............0

принятая величина расхода воздуха(Qоч),м3/с........................15.92

Расход воздуха в призабойном пространстве лавы(Qоч'=Qоч/Kоз),м3/с..13.27

Скорость движения воздуха в призабойном пространстве лавы(v),м/с...3.86

Величина утечек воздуха через выработанное простр.лавы(Qут.в),м3/с.15.72

Коэффициент этих утечек(kут.в).....................................2.38

Дополнит.расход возд. для обособл.проветр. трансп.выр-ки(Qдоп1),м3/с1.92

то же для подсвежения исходящей струи(Qдоп2),м3/с...................20.55

Расход воздуха для проветривания выемочного участка(Qуч),м3/с.......54.11

УКАЖИТЕ ПРИНЯТЫЙ СПОСОБ ДЕГАЗАЦИИ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА.

По пласту «Тройному»

нкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии,аэрологии и охраны труда

Ф.И.О.................... Группа........ Дата........

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ПРОВЕТРИВАНИЯ ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА

Исходные данные

1.BS........2 17.Коз......1.2 33.Co,%........0 49.Vmax,м/с...4

2.m,м.......2.7 18.Кут.п....1.3 34.qcп.п,м3/т..5 50.Vmin,м/c...0.25

3.Yт/м3.....1.33 19.Кут.л....0 35.qсп.н,м3/т..0 51.Vопт,м/с...1.5

4.Х,м3/т....6.33 20.Квп......0 36.Кдп.........0 52.СВ.........2

5.Хо,м3/т...5 21.Ап,т/сут.0 37.Кдпп........0 53.Кэп........0

6.Vг,%......31 22.Iп,м3/мин0 38.Кдсп........0 54.Vтл,м/с....1.4

7.H,м.......800 23.Qвс,м3/с.0 39.Кдсн........0 55.Тту,мин....13

8.aпл,град..7 24.S1,м2....12.8 40.Кдв.........0 56.bтл........0.7

9.f.........5.6 25.S2,м2....12.8 41.Кпор........0.15 57.Тсм,мин....360

10.Тип......3 26.Vimin,м/с0.15 42.Аоч,т/сут..3050 58.nсм........3

11.Подтип...2 27.Kc1......-1 43.Loч,м.......200 59.Nчел...... 6

12.Вид......2 28.Кс2......-1 44.r,м.........0.63 60.Вуг,кг.....0

13.ПК.......3 29.bзд1,м...13 45.j,т/мин.....1 61.t,мин......30

14.ПС.......1 30.bзд2,м...13 46.УК..........1 62.Sв,м2......12.8

15.НАЗ......3 31.C,%......1 47.S'оч,м2.....11.69 63.Vид,м/c...6

............... .32.Cоз,%....0.5 48.S''оч,м2....13.39

Результаты

Cкорость подвигания очистного забоя, м/сутки(Vоч).................4.25

Абсолютное метановыделение в призаб.пространстве лавы(Iоз),м3/мин:4.97

то же в выработанном пространстве(Iвп),м3/мин.................11.38

то же из транспортируемого вне лавы угля(Iту),м3/мин..........0.11

то же на выемочном участке(Iуч),м3/мин........................16.47

в том числе поступает метана в очистной забой(Iоч),м3/мин.........4.97

Базовая величина относит.метанообильности выемочн. участка(qучг),м3/т7.77

Необходимый расход воздуха для проветривания очистного забоя,м3/с:

по метану(Qочг)................................ 10.97

по людям(Qочл)................................. 0.6

по минимальной скорости движения воздуха(Qочv). 4.02

по пылевому фактору(Qочп)...................... 21.04

по опасности местных скоплений метана(Qочс).... 0

по газам при взрывных работах(Qочвв)............0

принятая величина расхода воздуха(Qоч),м3/с........................21.04

Расход воздуха в призабойном пространстве лавы(Qоч'=Qоч/Kоз),м3/с..17.53

Скорость движения воздуха в призабойном пространстве лавы(v),м/с...1.5

Величина утечек воздуха через выработанное простр.лавы(Qут.в),м3/с.2.53

Коэффициент этих утечек(kут.в).....................................1.34

Дополнит.расход возд. для обособл.проветр. трансп.выр-ки(Qдоп1),м3/с1.92

то же для подсвежения исходящей струи(Qдоп2),м3/с...................23.8

Расход воздуха для проветривания выемочного участка(Qуч),м3/с.......49.29

10.4. Расчет проветривания подготовительной выработки

Расчет выполнен на ЭВМ по программе разработанной на кафедре ЭА и ОТ, составленной Синопальниковым К.Г. и Синопальниковым Д.А., С02.

По пласту «Четвертому»

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии,аэрологии и охраны труда

Ф.И.О..................... Группа........ Дата.........

ВЫБОР И РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ПРОВЕТРИВАНИЯ ПРОВОДИМОЙ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ

1.BS.........2 2.mп,м........1.5 3.Y,т/м3.....1.33 4.Г...........1

13.x,м3/т....16 14.xo,м3/т....5 15.Vг,%......30 16.Co,%.......0

17.Cоз,%.....0.5 18.C,%........1 19.Cм,%......2 20.Кдп........0

21.СХ........1 22.CB.........1 23.L,м.......1000 24.Lт,м.......1000

25.Lсб,м.....0 26.Nпер.......0 27.S,м2......12.8 28.Sуг,м2.....7.5

29.Lз.тр,м...8 30.Lв,м.......10 31.СП........2 32.t,мин......0

37.Lц,м......1 38.Vпр,м/сут..180 39.j,т/мин...2 40.TT.........1

41.Nтр.......1 42.Dтр,м......1 43.Nп........1 44.KT.........0

45.Lзв,м.....0 46.Кст........0 47.Dтр1,м....0 48.Dтр2,м.....0

49.Lтр1,м....0 50.Nп1........0 51.Nп2.......0 52.Nдв,кВт....0

53.Nдз,кВт...0 54.bм,м3/мин..0 55.Nз.ч......5 56.Л..........1

57.Vз.max,м/с4 58.Vt,м/с.....0.5 59.Vmin,м/с..0.25 60.Sв,м2......12.8

61.Vд,м/с....6 62.Sпар,м2...0

РЕЗУЛЬТАТЫ

Абсолютная метанообильность проводимой выработки(Iп),м3/мин......3.85

метановыделение в тупиковой части выработки(Iпт),м3/мин..........3.85

максимальное метановыделение в призаб. части выр-ки(Iзп),м3/мин 3.79

Необходимый расход воздуха в призабойном пространстве выработки,м3/с:

по метану(Qзпг).........................................6.38

по минимальной скорости движения воздуха(Qзпv).........3.2

по температурному фактору(Qзпт)........................2.13

по людям(Qзпл).........................................0.5

Принятый расход воздуха в призаб. пространстве выр-ки(Qзп),м3/с...6.38

Необходимый расход воздуха для проветрив. тупиковой части выр-ки,м3/с:

по потребности призабойного пространства(Qптз).........10.76

по метану(Qптг)........................................6.48

Принятый расход возд. для проветр. тупиковой части выр-ки(Qпт),м3/с..10.76

Коэффициент утечек воздуха в вентиляционном трубопроводе(Кут.тр).....1.69

Необходимая подача вентилятора(Qв),м3/с..............................10.76

Необходимое давление вентилятора(hв),даПа............................362.2

Число вентиляторов,работающих на один трубопровод параллельно(Nв.пар)1

Число вентиляторов,работающих на один трубопровод последов.(Nв.пос)..1

Расход воздуха в месте установки ВМП(Qвс),м3/с.....................16.93

По пласту «Тройному»

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии,аэрологии и охраны труда

Ф.И.О..................... Группа........ Дата.........

ВЫБОР И РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ПРОВЕТРИВАНИЯ ПРОВОДИМОЙ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ

1.BS.........2 2.mп,м........2.7 3.Y,т/м3.....1.33 4.Г...........1

13.x,м3/т....6.3 14.xo,м3/т....5 15.Vг,%......30 16.Co,%.......0.05

17.Cоз,%.....0.5 18.C,%........1 19.Cм,%......2 20.Кдп........0

21.СХ........1 22.CB.........1 23.L,м.......1000 24.Lт,м.......1000

25.Lсб,м.....0 26.Nпер.......0 27.S,м2......12.8 28.Sуг,м2.....7.5

29.Lз.тр,м...8 30.Lв,м.......10 31.СП........2 32.t,мин......0

37.Lц,м......1 38.Vпр,м/сут..202 39.j,т/мин...2 40.TT.........1

41.Nтр.......1 42.Dтр,м......0.8 43.Nп........1 44.KT.........0

45.Lзв,м.....0 46.Кст........0 47.Dтр1,м....0 48.Dтр2,м.....0

49.Lтр1,м....0 50.Nп1........0 51.Nп2.......0 52.Nдв,кВт....0

53.Nдз,кВт...0 54.bм,м3/мин..0 55.Nз.ч......4 56.Л..........1

57.Vз.max,м/с4 58.Vt,м/с.....0.5 59.Vmin,м/с..0.25 60.Sв,м2......12.8

61.Vд,м/с....6 62.Sпар,м2...0

РЕЗУЛЬТАТЫ

Абсолютная метанообильность проводимой выработки(Iп),м3/мин......0.45

метановыделение в тупиковой части выработки(Iпт),м3/мин..........0.45

максимальное метановыделение в призаб. части выр-ки(Iзп),м3/мин 0.45

Необходимый расход воздуха в призабойном пространстве выработки,м3/с:

по метану(Qзпг).........................................0.78

по минимальной скорости движения воздуха(Qзпv).........3.2

по температурному фактору(Qзпт)........................2.13

по людям(Qзпл).........................................0.4

Принятый расход воздуха в призаб. пространстве выр-ки(Qзп),м3/с...3.2

Необходимый расход воздуха для проветрив. тупиковой части выр-ки,м3/с:

по потребности призабойного пространства(Qптз).........6.29

по метану(Qптг)........................................0.79

Принятый расход возд. для проветр. тупиковой части выр-ки(Qпт),м3/с..6.29

Коэффициент утечек воздуха в вентиляционном трубопроводе(Кут.тр).....1.97

Необходимая подача вентилятора(Qв),м3/с..............................6.29

Необходимое давление вентилятора(hв),даПа............................327.26

Число вентиляторов,работающих на один трубопровод параллельно(Nв.пар)1

Число вентиляторов,работающих на один трубопровод последов.(Nв.пос)..1

Расход воздуха в месте установки ВМП(Qвс),м3/с.....................9.9

10.5. Расчет депрессии

Расчет выполнен на ЭВМ по программе разработанной на кафедре ЭА и ОТ, составленной Синопальниковым К.Г. и Синопальниковым Д.А., С04

По пласту «Четвертому»

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии, аэрологии и охраны труда

Ф.И.О..................... Группа.......... Дата........

РАСЧЁТ ДЕПРЕССИИ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО НАПРАВЛЕНИЯ (ШАХТЫ)

Исходные данные и результаты расчёта

Характеристика выработок вентиляционного направления

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

| | Вид | Форма |Площадь | Коэф. |Длина |Расход |Скорость|Депрессия|

|Индекс|выработки|сечения |сечения | альфа |выраб.|воздуха|воздуха |выработки|

| i | NAME[i] | F[i] |S[i],м2 |H.c2/м4 |l[i],м| м3/c |V[i],м/c|h[i],Пa |

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

| 0- 1 | ствол| круг| 28.20| 0.04| 900| 145.11| 5.15| 667.22|

| 1- 2 | штрек| арка| 14.00| 0.02| 20| 105.50| 7.54| 20.76|

| 2- 3 | сбойка| арка| 14.00| 0.02| 21| 105.50| 7.54| 20.59|

| 3- 4 | штрек| арка| 14.00| 0.02| 100| 56.21| 4.01| 31.11|

| 4- 5 |бремсберг| арка| 12.80| 0.02| 1000| 31.64| 2.47| 136.29|

| 5- 6 | лава| квадрат| 3.40| 0.03| 200| 13.27| 3.90| 191.66|

| 6- 7 | ходок| арка| 12.80| 0.02| 1000| 76.60| 5.98| 646.64|

| 7- 8 | штрек| арка| 15.20| 0.02| 2400| 79.50| 5.23| 1151.84|

| 8- 9 | ствол| круг| 28.20| 0.04| 690| 149.00| 5.28| 539.33|

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

Расчет выполняется для всего направления

Коэффициент,учитывающий местные сопротивления..............1.1

Потери давления в воздухонагреват.(охладит.) установке,Па..0

Допустимая депрессия шахты,Па......................... 4500

ДЕПРЕССИЯ НАПРАВЛЕНИЯ,Па.............................. 3746

ДЕПРЕССИЯ ШАХТЫ,Па.................................... 4158

По пласту «Тройному»

Санкт-Петербургский государственный горный институт

Кафедра экологии, аэрологии и охраны труда

Ф.И.О..................... Группа.......... Дата........

РАСЧЁТ ДЕПРЕССИИ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО НАПРАВЛЕНИЯ (ШАХТЫ)

Исходные данные и результаты расчёта

Характеристика выработок вентиляционного направления

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

| | Вид | Форма |Площадь | Коэф. |Длина |Расход |Скорость|Депрессия|

|Индекс|выработки|сечения |сечения | альфа |выраб.|воздуха|воздуха |выработки|

| i | NAME[i] | F[i] |S[i],м2 |H.c2/м4 |l[i],м| м3/c |V[i],м/c|h[i],Пa |

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

| 0- 1 | ствол| круг| 28.20| 0.04| 900| 145.00| 5.14| 666.21|

| 1- 2 | штрек| арка| 14.00| 0.02| 20| 105.50| 7.54| 20.76|

| 2- 3 | ходок| арка| 14.00| 0.02| 21| 105.50| 7.54| 20.59|

| 3- 4 | сбойка| арка| 12.80| 0.02| 34| 49.29| 3.85| 9.10|

| 4- 5 | штрек| арка| 12.80| 0.02| 100| 49.29| 3.85| 29.92|

| 5- 6 |бремсберг| арка| 12.80| 0.02| 1000| 23.57| 1.84| 75.63|

| 6- 7 | лава| квадрат| 11.69| 0.04| 200| 17.53| 1.50| 18.94|

| 7- 8 | ходок| арка| 12.80| 0.02| 1000| 49.29| 3.85| 267.75|

| 8- 9 | штрек| арка| 12.80| 0.02| 2300| 63.49| 4.96| 1141.96|

| 9-10 | сбойка| арка| 12.80| 0.02| 34| 63.49| 4.96| 15.10|

|10-11 | ствол| круг| 28.20| 0.04| 690| 149.00| 5.28| 539.33|

+------+---------+--------+--------+--------+------+-------+--------+---------+

Расчет выполняется для всего направления

Коэффициент,учитывающий местные сопротивления..............1.1

Потери давления в воздухонагреват.(охладит.) установке,Па..0

Допустимая депрессия шахты,Па......................... 4500

ДЕПРЕССИЯ НАПРАВЛЕНИЯ,Па.............................. 3085.8

ДЕПРЕССИЯ ШАХТЫ,Па.................................... 3425.3

10.6. Дегазация пластов-спутников

Из расчета проветривания выемочного участка по пласту «Четвертому» видно, что основным источником метановыделения является выработанное пространство, которое в нашем случае определяется, в основном, метановыделением из пластов - спутников.

Расчет параметров дегазации приведен в специальной части проекта (раздел 18).

10.4. Выбор вентилятора

Проветривание шахты предусматривается вентиляционной установкой, оборудованной на вент. стволе № 4. Схема проветривания всасывающая.

Выбор вентилятора необходимо производить по расходу вентилятора и депрессии шахты.

В общем случае расход вентилятора определяется по формуле:

kут.вн = 1,2 (вентилятор установлен в клетьевом стволе)

Резерв подачи должен быть не менее 14% от общей подачи вентилятора

В соответствии с рассчитанным количеством воздуха и расчетной депрессией выбираем вентилятор ВЦД-32, с максимальной производительностью 350 м3 /сек, максимальный статический КПД установки 0,84 (рис.10.1).

Рис. 10.1. Область промышленного применения вентилятора ВЦД-32

11. Водоотлив

Согласно НТП откачка воды предусматривается по схеме прямого водоотлива с одной главной водоотливной установкой откачивающей воду с рабочего горизонта на поверхность.

В качестве водоотливных средств должны приниматься центробежные горизонтальные и погружные насосы.

Производительность насосов должна определяться с учетом количества воды поступающей в водосборники от эксплутационных источников.

Фонды времени, режим работы насосных агрегатов и уровень использования основного оборудования шахтных водоотливных установок определяется требования шахтных водоотливных установок определяется требованием ПБ об откачке нормального суточного притока за 16 часов.

Гидрогеологические условия шахты простые. Максимальный водоприток составляет порядка 143 м3 /час.

Шахтные воды – РН – нейтральные, жесткие, плотностью 1020 кг/м3 .

Способ вскрытия и разработки шахтного поля позволяет принять следующую схему водоотлива:

- из бремзберговой части по водоотливным канавкам вода самотеком поступает в главный водосборник клетевого ствола, откуда насосом выдается на поверхность шахты;

- из уклонной части вода подается к главному водосборнику участковыми водоотливными установками.

Объем водосборника состоит из аварийного и регулировочного.

Аварийный объем водосборника регламентируется ПБ и равен 4-х часовому максимальному притоку:

WА =4· Qmax =4·143=572м3

Регулировочный объем:

Wр min =0,5·Q max =72 м3 ;

Для упрощения очистки от оседающего твердого предлагается применение комбинаций вертикальных и самосмывающихся наклонных водосборников.

Вода из выработок по отводящей канавке поступает в вертикальный водосборник – отстойник. Твердое оседает на дне, поднимается и грузится в механические средства.

Подъем твердого может осуществляться шламовым эрлифтом.

Необходимый минимальный диаметр вертикальной части:

DВ =0.2 · Ö QН = 2,6 м.

Требуемые объемы водосборников (аварийный и регулировочный) обеспечивается проведением в сторону приемных колодцев наклонных выработок, пройденных под углом не менее 5°.

Вода в наклонный водосборник поступает снизу вверх уже частично осветленная.

Вследствие большого наклона почвы выработок и свободного выхода твердое смывается в зумпф.

Свободный выход обеспечивается расположением почвы наклонной выработки на 0,5-1 м выше нижнего уровня воды. Такие водосборники являются самосмывающимися.

Расчет шахтной водоотливной установки.

Исходные данные:

-среднегодовой суточный нормальный и максимальный притоки воды

-максимальный приток воды Qmaks =3432 м3 /сутки .

Ориентировочный напор насоса:

H1 = Hг + i ·( L+ å lэкв );

Где Нг –геометрический напор, Нг »400 м.

- i - гидравлический уклон, i=0.03;

- L – длина нагнетательного трубопровода;

L=Hг /sinα +l1 +l2 +l3 ;

L=400+20+20+20=460м.

å lэкв =100∑ ζм ;

тогда, Н1 =400+0.05(460+250)=435,5м.

Qmin = Qmax /20=171.6м3

В соответствии с рабочей зоной выбираем насос ЦНС180-85…425 с числом колес 5 .

Проверка рабочего режима на устойчивость:

Н/Z·Нко <0,95;

Нг /5Нко =400/476=0,84 – что обеспечивает устойчивую работу насоса.

Окончательный выбор числа ступеней и рабочего режима насоса производиться при определении оптимальных параметров, на значение которых существенное влияние оказывает трубопровод состоящий из трех частей: длинного нагнетательного – от коллектора в насосной камере до воды из трубопроводов; короткого трубопровода (коллектор в насосной камере и подводящего – всасывающего.

Предварительно внутренний диаметр трубопровода намечают по средней скорости соответствующей оптимальному режиму.

Эта скорость по данным ИГМ им. М.М. Федорова, при отношениях нормального часового притока к подаче насоса 0,6-0,7 и напорах 400-800м может приниматься 2,4 м/с. Тогда предварительно внутренний диаметр труб:

d = Ö4 Qн/3600П v

– нормальная подача насоса

vср – средняя скорость близкая к оптимальной, v=2,4 м\с

d = 0,0121 Ö Qн = 0,0121 Ö171,6 = 0,159 м.

Расчетное давление:

Pp = 1.25 r

p = 1020 плотность шахтной воды

Ĥ = 435,5 – необходимый напор насоса

Pp = 1.25 · 1020 · 9.81 · 435.5 · 106 = 5.45 мПа.

Минимальная толщина стенки:

d0 = Pp / 0.8 dв

Временное сопротивление разрывов:

dв = 350 мПа (Ст 2 сп)

d0 = 5,45 / 0,8 ·350 = 0,0194 м.

Расчетная толщина стенки:

d = 100 p [ d0 + ( dкн + dкв ) t ] / 100- kq

где dкн = 0,25 мм /год

dкв = 0,1 - скорости коррозии поверхности трубы наружной и внутренней

t = 10 лет - срок службы трубопровода

k g – коэффициент учитывающий минусовый допуск толщины стенки, %

k g = 15%

d = 100 [1.94+ ( 0.25+0.1 ) ·15 ] / 100-15 = 8.45 мм

Наружный диаметр трубопровода:

dH = d + 2 d = 159 + 2 ·8 ·45 = 175.9

По ГОСТу такой диаметр находится в пределах 175-200 мм.

Рассмотренный участок трубопровода прокладывают по наклонному трубному ходку, а затем по вспомогательному стволу, на свежей струе.

Вертикальный трубопровод монтируется на специальных балках, воспринимающих массу трубопровода через опорные стулья и колена. Для компенсации температурного удлинения, а также для равномерного распределения массы напора предусматриваются сальниковые компенсаторы. Возможный продольный изгиб предотвращают хомутами.

Трубы по насосной камере прокладывают так, чтобы каждый из насосов мог работать на любой трубопровод.

В соответствии с ПБ при притоках более 50 м3 /ч стационарные водоотливные установки оборудуются не менее чем тремя насосами.

Подача каждого агрегата должна обеспечивать откачку суточного притока не более чем за 20 ч.

Главные водоотливные установки оборудуются не менее чем двумя трубопроводами и насосами).

В пределах насосной камеры трубопровод закольцован и оборудован распределительными задвижками, что образует коллектор. С помощью этих задвижек каждый из насосов может работать на один из напорных ставов. Здесь же имеется трубопровод для слива воды из става путем открывания коммутационных задвижек. Этот трубопровод используется также при испытании насосов в шахтных условиях для изменения расхода воды.

Для выбранного насоса напором 436 м. и подачей 172 м3 /час

h1 = 0,72 r = 1020 кг 3

Мощность двигателя:

Ng = r · Q / 1000 ·3600 · h = 288 кВт

Ближайший больший по мощности двигатель ВАО2-450В-2

Коэффициент запаса kg = 400·1.38 / 288 ³ 1.1 что удовлетворяет требованиям.

Фактическое время работы 20 часов в сутки (ПБ).

Потребление энергии в сутки: 20 · 288 = 5760 кВт·ч

в год: 5760 · 365 = 2102400 кВт·ч

Раздел 12 Технологическая схема и генеральный план поверхности

12.1. Постоянные здания и сооружения

Технологический комплекс поверхности находится на основной промплощадке.

Основные показатели по генплану:

основная промплощадка – 4,5 Га,

коэффициент застройки 40 %.

В состав ТКП входят:

1. Надшахтное здание скипового ствола.

2. Надшахтное здание клетевого ствола.

3. Аккумулирующие бункера на 3000 т угля.

4. Главный корпус, состоящий из ОФ и сушильного отделения.

5. Здание радиального сгустителя и шламового бассейна.

6. Склад магнетита.

7. Железнодорожные погрузочные бункера концентрата и отсева.

8. Железнодорожные погрузочные бункера промпродукта.

9. Аварийный склад угля.

10. Породный бункер.

11. Шламонакопитель.

12. Галереи между зданиями.

13. Блок административно-бытового комбината (АБК).

14. Здание электроподстанции.

15. Здание компрессорной.

16. Породная станция.

17. Тоннель – галерея.

18. Насосные станции и резервуары противопожарного назначения.

Уголь из подъемных сосудов конвейерами подается на ОФ, где разделяется на три класса: концентрат (до 33 %), отсев (до 60 %) и промпродукт. Продукты обогащения поступают в железнодорожные бункера, а затем отгружаются потребителю. Для отсева предусматривается аварийный склад, где уголь может храниться до отгрузки в железнодорожные вагоны.

Выдаваемая из шахты порода из скипа попадает в приемный бункер, откуда автотранспортом вывозится в отвалы.

Надшахтное здание клетевого ствола включает в себя: башенный копер с калориферной, склад материалов, склад противопожарных средств, породный бункер с галереей.

Блок АБК состоит из административных и бытовых помещений и содержит: нарядные, баню, гардеробы, комнату отдыха, пункт питания, ламповую, табельную.

Отдельно стоящими зданиями и сооружениями являются:

- подстанция;

- здание насосной станции пожарно-хозяйственного назначения;

- два резервуара для воды емкостью по 250 м3 ;

- насосная камера.

На промплощадке предусматривается устройство подъездных внутриплощадочных автодорог с цементобетонным покрытием, выполнение работ по вертикальной планировке и озеленению территории (посадка кустарников и посев многолетних трав). Промплощадка соединяется с автодорогами.

12.1.1. Надшахтное здание клетевого ствола

Надшахтное здание клетевого ствола включает в себя:

1. Здание башенного копра (рассмотрено в отдельном разделе настоящего дипломного проекта).

2. Здание подъемной машины.

Здание подъемной машины имеет площадь застройки S=322 м2 и строительный объем V=2395 м2 . Размеры здания в плане 17х23 м. Фундаменты под стены изготавливаются из железобетонных блоков, фундаменты под колонны – сборные стаканного типа. Стены подвала выполнены из сплошных бетонных блоков с гидроизоляцией с наружной стороны. Колонны – сборные железобетонные. Для стен здания предусматривается применять панели или легкобетонные блоки. Несущие конструкции покрытия – сборные железобетонные предварительно напряженные балки или фермы, плиты покрытий – сборные, крупнопанельные, ребристого типа. Кровля - рубероидная.

12.1.2. Здание АБК

Здание АБК имеет площадь застройки S=756 м2 и строительный объем V=2948 м3 . Размеры здания в плане 42х18 м. Здание выполнено по схеме полного каркаса. Фундаменты под здание железобетонного стаканного типа, колонны сборные железобетонные, стены панельные. Стеновые панели – из легкого бетона толщиной 320 мм. Покрытие бесчердачное с плоской кровлей. В его состав входят сборные железобетонные плиты, пароизоляция из рулонного материала на битумной мастике, утеплитель. Внутренние перегородки – кирпичные. Перекрытия выполнены из сборных многопустотных железобетонных плит.

12.1.3. Здание электроподстанции

Здание электроподстанции имеет площадь застройки S=248 м2 и строительный объем V=1265 м3 . Размеры здания в плане 18х21 м. Здание зального типа без внутренних колонн. Стены кирпичные. Фундаменты свайные. Покрытие – из сборных железобетонных панелей.

12.1.4. Здание компрессорной

Здание компрессорной имеет площадь застройки S=842 м2 и строительный объем V=5894 м3 . Размеры здания в плане 42х10 м. Однопролетное каркасное здание из типовых сборных железобетонных элементов. Стены панельные. Фундамент сборный железобетонный. Покрытие из сборных железобетонных панелей.

12.1.5. Породная станция

Здание породной станции имеет строительный объем V=30027 м3 . Фундаменты – свайные, стены – керамзитобетонные панели, перекрытие и покрытие – сборные железобетонные плиты, кровля – рулонная, каркас – сборный железобетонный.

12.1.6. Инженерные сети основной промплощадки

На промплощадке предусмотрен комплекс инженерных сетей, обеспечивающих подачу тепла, электроэнергии, воды. Источником водоснабжения служит районный трубопровод, питание которого осуществляется от ТЭЦ – 1. Удаление сточных и производственных вод осуществляется системой подземных трубопроводов с выдачей их на очистные сооружения и выпуском в водоемы. Отвод хозяйственно-бытовых стоков осуществляется в канализацию. Поверхностные воды отводятся с промплощадки в пониженную местность рельефа. Электрические сети проложены по эстакадам. Ко всем зданиям и сооружениям обеспечен проезд по дорогам с твердым покрытием.

Раздел 13 Электроснабжение и электрооборудование

13.1. Основные положения

В настоящее время электроснабжение угольных предприятий Печорского бассейна осуществляется от системы Комиэнерго, входящей в объединённую энергосистему центра.

Основным источником электроснабжения шахты являются Воркутинская ТЭЦ-2 и районная подстанция 220 кВ “Воркута”, которые связаны с энергосистемой линией электропередачи 220 кВ “Печёра-Инта-Воркута”.

Электроснабжение шахты предусматривается на напряжение 110 кВ по одной двухцепной ВЛ-110 кВ от опорной подстанции 220/110 кВ.

Для приёма и распределения электроэнергии на промплащадке шахты предусматривается сооружение подстанции 110/6,6/6,3 кВ с трех обмоточными трансформаторами для обособленного питания подземных потребителей.

Схемой электроснабжения приняты следующие ступени напряжения:

6 кВ- для распределения электроэнергии между понизительной подстанцией и питания мощных электродвигателей поверхности и в подземных выработках шахты.

1140, 660 В- для передачи электроэнергии от подземных участковых подстанций к стационарным и распределительным пунктам в очистных и подготовительных забоях.

380 В- для распределения электроэнергии и питания установок 380 В околоствольного двора.

127 В- для сетей освещения подземных выработок, для стволовой сигнализации и цепей управления.

Внешнее электроснабжение осуществляется от шин 110 кВ ТЭЦ-2 . шины 110 кВ ТЭЦ-2

13.2. Автоматизация производственных процессов

Общие сведения

Автоматизация производственных процессов играет огромную роль в современном производстве. Особенно в последнее время, когда в аппаратуру автоматизации стали, внедрятся достижения микропроцессорной техники, возможности этой аппаратуры вышли на новый технический уровень.

В настоящее время для автоматизации производственных процессов в угольных шахтах применяются следующие виды аппаратуры:

- для автоматизированного управления и контроля работы стационарного конвейера - АУК.1М;

- для автоматического контроля содержания метана в рудничной атмосфере применяется аппаратура "Метан";

- для автоматизации водоотливных установок используется комплектная аппаратура ВАВ - 1М;

- для автоматического управления комбайном система - САУК - М;

- для управления вентилятором главного проветривания - УКАВ - М;

- для управления вентиляторами местного проветривания - АПТВ

Аппаратура автоматического контроля содержания метана в рудничной атмосфере "Метан" обеспечивает:

- непрерывный контроль содержания метана в местах установки датчиков;

- автоматическое отключение электрического питания забойного оборудования при предельно допустимой концентрации метана;

-передачу непрерывной информации о содержании метана;

- передачу звуковой и световой сигнализации.

Аппаратура управления, вентилятором главного проветривания - УКАВ - М обеспечивает возможность автоматизированного управления при соблюдении всех нормативов безопасности и соответствие всем современным эксплуатационным требованиям.

Система управления комбайном -САУК - М обеспечивает:

- дистанционное управление конвейера, предохранительной лебедки, пускателей комбайна, скоростью и направлением комбайна, положение исполнительных органов;

- автоматическое отключение пускателя комбайна при опрокидывании двигателей привода;

- блокировку подачи с включением предохранительной лебедки. В связи с внедрением большого количества аппаратуры автоматического управления технологическими процессами и вследствие этого необходимость в передаче все более увеличивающегося количества информации важную роль приобретают средства диспетчеризации и телемеханизации.

Аппаратура диспетчерского контроля

Для обеспечения оперативного руководства работой установок создается диспетчерская служба, в которой осуществляется централизованное управление всей системой на основе использования средств телемеханики.

Устройства телемеханики - наиболее экономичные средства передачи большого количества информации на большие расстояния. По характеру выполняемых функций телемеханические устройства делятся на системы телеуправления, телесигнализации, телеизмерения. Достоверность передачи команд телеуправления существенно повышается при одновременном наличии соответствующей сигнализации с контролируемого объекта.

Для горных предприятий выпускается комплекс типовых диспетчерских устройств КОД - 1М предназначенных для управления с центрально диспетчерского пункта шахты технологическими процессами, стационарными установками, представления оперативной информации о ходе производства, параметрах, характеризующих безопасное ведение работ, и мероприятия по вводу в действие плана ликвидации аварии.

Комплекс состоит из пульта управления, мнемощита, телевизионного комплекта аппаратуры, диспетчерского комплекта аппаратуры связи, шкафа соединительных кабелей. КОД - 1 обеспечивает выполнение следующих операций:

- контроль и управление: вентиляторов главного проветривания; главных водоотливных установок; вводами и отходящими присоединениями ГПП и ЩШ; магистральным конвейерным транспортом; вентиляторами местного проветривания; шахтным информаторов об авариях.

- контроль: объектов шахты с помощью телевизионной промышленной установки; работы очистных подготовительных забоев; повышение содержания метана в очистных и подготовительных выработках и на исходящих струях

главных выработок; работы грузовых и вспомогательных подъемов; телефонной связи с абонентами в шахте и на поверхности.

Комплекс осуществляет контроль и управление установками при помощи типовой аппаратуры автоматизации: вентиляторов главного проветривания совместно с аппаратурой УКАВ; главных водоотливных установок совместно с аппаратурой ВАВ; магистральных конвейеров совместно с аппаратурой АУК; вентиляторов местного проветривания совместно с аппаратурой "Ветер - 1М".

Аппаратура телеуправления

Оперативная связь, контроль и дистанционное управление различными объектами, обеспечивает универсальная система телемеханики УТШ

УТШ предназначен для телесигнализации дискретных состояний объектов, телеиз­мерения текущих и интегральных значений параметров, теле­управления и телерегулирования объектами с дискретными состояниями в системах оперативно-диспетчерского и автоматизи­рованного управления технологическими процессами угольных шахт. Область применения комплекса УТШ — угольные шахты, в том числе опасные по газу и пыли, а также объекты поверх­ности, расположенные в отапливаемых помещениях в макроклиматических районах с умеренным и холодным климатом.

Комплекс УТШ по выполняемым функциям и назначению изготавливается в трех модификациях:

— мод. 1 для очистных забоев (информационная емкость составляет 128 ТС, 64 ТИИ, 40ТИТ, 32ТУ, 32ТР);

— мод. 2 для объектов энергоснабжения (КРУВ, РВД-6) (информационная емкость составляет 192ТС, 40ТИТ^ 64 ТУ);

— мод. 3 для подготовительных забоев ВМП (информаци­онная емкость— 128ТС, 40ТИТ, 32ТУ).

Комплекс УТШ обеспечивает замену телемеханической системы ТКУ-2, устройства Ветер-lM, аппаратуры ТСД-1М.

Структурная схема комплекса УТШ приведена на рис. 13.1. В состав одного комплекта комплекса УТШ входит устройство телемеханики пункта управления (ПУ), 8 устройств телемеха­ники контролируемых пунктов (/(77) и до 32 устройств искробезопасного сопряжения с высоковольтными ячейками {УИС) (для мод. 2). ПУ (общепромышленное исполнение) устанавливается в диспетчерской, КП (РО исполнение) и УИС (РВ исполнение) размещаются на технологических участках.


Рис. 13.1.

ПУ содержит 8 блоков телесигнализации БТС, блок телеуправ­ления БТУ с встроенной панелью управления ПТУ, блок опера­тивного контроля БОК, 2 искробезопасных блока питания БПИ и блок питания ПУ—БПС.

Каждый БТС содержит субблоки: частотного разделения СбЧР СбИ, обработки информации СбО, вывода сигналов СбВС, цифроаналоговый преобразователь и преобразователь для ре­гистрации местоположения комбайна {ДАП}.

БТУ содержит два субблока кодирования команд (СбКК.}, селектор данных СбСД, субблок обработки сигналов СбО, суб­блок управления СбУ, два частотных передатчика СбЧУ-ТУ.

БОК содержит субблок обработки сигналов (СбО, субблок вывода сигналов (СббС), цифро-аналоговый преобразователь СбЦАП, панель индикации (ПИ), два субблока стабилизато­ров (СбС).

КП содержит субблоки телесигнализации (СбГС-1, СбГС-2, СбУ), субблоки телеизмерений (СбАК, СбПТ}, субблоки теле­управления и телерегулирования {СбДК, СбТР, СбТУ), преоб­разователь напряжения {СбПН) и субблоки частотного уплот­нения линии связи (СбЧР-ТУ, СбЧУ-ТС, СбИ}.

В комплексе УТШ применен совмещенный канал дистан­ционного искробезопасного питания и высокочастотных каналов связи по шахтным телефонным кабелям.

В высокочастотном канале связи использован частотно-вре­менной способ уплотнения линии связи. В пределах одного К.П осуществляется временное уплотнение сигн.


Таблица 13.1.

Аппаратура автоматизации, применяемая на шахте

Наименование процесса

Аппаратура автоматизации

Установлено

Рекомендуется проектом

Управление очистными комбайнами

САУК-М

САУК-М

Сигнализация в лаве

АС- ЗМ,АС - ЗСМ

Управление проходческими комбайнами

АПУ-1

Комплексная аппаратура комбайина 4ПП2М

Рудничные электродвигатели

УКДВ

Управление конвейерными линиями

АУК-10М

АУК-1М

Управление скребковыми конвейерами

КДК

КДК

Управление рельсовым транспортом

ЧУС-2

ЧУС-3

Централизованный контроль за работой электровозного транспорта

Астра

Астра, Нерпа

Контроль метана

АМТ-3

"Метан"

Пылеподавление на пересыпках

АО-3

АО-3

Тушение пожаров на конв. лентах

УАК-2

УАК-2

Проветривание тупиковых выработок

АЗОТ

АПТВ

Главный водоотлив

ВАВ

ВАВ - 1М, КАВ

Вентиляторы главного проветривания

УКАВ-2

УКАВ-2

Подъемная установка

АГП-61

АДУ-1

Калориферная установка

АКУ – 63

АКУ-3

Телесигнализация

Ветер - 1м

ИТСК- 2,Ветер -2м

Предупредительная сигнализация и громкоговорительная связь

ИГАС

ГАУС,АС- ЗСМ

Диспетчерская телесигнализация

УТШ

Контроль к.з. на землю в сетях 600В

УАКИ – 660

АЗПБ

Контроль токов утечки в сетях 6 кВ

АЗО-б

Управление ВВ ячейками

УТШ

Управление канатно-кресельными дорогами

УМД

Контроль заполнения бункеров

ИКС-2

РКУ-1М

Раздел 14. Техника безопасности и противопожарные мероприятия

14.1. Общие положения

Охрана труда есть система мероприятий, направленных на создание благоприятных условий труда шахтёров, обеспечение контроля за соблюдением правил и норм по охране труда с установлением строгой ответственности за их нарушение в соответствии с требованием ”Правил безопасности в угольных и сланцевых шахтах”, ПТЭ, должностным инструкциям.

Перед началом работы вновь принятые рабочие проходят предварительное обучение по правилам безопасности, обязательное медицинское освидетельствование, обучаются пользованию самоспасателем, шахтными интерферометрами, знакомятся со схемой горных выработок, планом ликвидации аварий, запасными выходами. По окончании курса обучения выдаются соответствующие удостоверения. На шахте ведётся строгий учёт и контроль лиц, спускающихся в шахту. Руководством шахты, лицами Госгортехнадзора, работниками РГТИ осуществляется постоянный надзор за безопасным ведением работ. Все несчастные случаи, связанные с производством, подлежат регистрации и расследованию в соответствии с ”Инструкцией о расследовании и учете несчастных случаев”.

14.2 Мероприятия по борьбе с газом и пылью

Шахта ”Заполярная” по газообильности относится к сверхкатегорным (относительная метанообильность 20-40 м3 / т).

Основными мероприятиями, обеспечивающими безопасную концентрацию метана в рудничной атмосфере шахты, являются:

- интенсивное проветривание очистных и подготовительных выработок;

- непрерывный местный и дистанционный контроль за содержанием метана;

- изоляция выработанного пространства;

- предварительная дегазация угольных пластов.

Непрерывный контроль за содержанием метана, звуковую и световую сигнализацию при повышении концентрации выше допустимой нормы и отключение энергии от контролируемого объекта обеспечивается применением комплекса ”Метан”. Индивидуальный контроль осуществляется при помощи приборов ШИ-10 и ШИ-5.

Контроль за непрерывной работой вентиляторов местного проветривания производится с помощью комплекса ”Азот”.

Поскольку все отрабатываемые пласты на шахте являются опасными по динамическим явлениям, предусматривается выполнение комплекса мероприятий по их предотвращению, в соответствии с действующими инструкциями по безопасному ведению горных работ на шахтах, разрабатывающих ударо- и взрывоопасные пласты.

Совместным приказом ПО “Воркутауголь” и управлением Печорского округа Госгортехнадзора СССР № 72/46 от 28.03.91 г. пласт “Тройной” отнесен к опасным по горным ударам и к опасным по внезапным выбросам угля и газа, пласт “Четвертый” - к угрожаемым по горным ударам и к опасным по внезапным выбросам.

Мероприятия, повышающие безопасность работ,:

- бесцеликовая схема проветривания;

- обработка пластов столбовой схемой с полным обрушением кровли и безнишевой выемкой;

- выемка угля механизированными комплексами с узкозахватными комбайнами.

Главными источниками пылеобразования являются отбойка, погрузка и транспортировка и перегрузка угля или породы. С целью уменьшения запылённости рудничной атмосферы ”Руководством по борьбе с пылью” рекомендуются следующие мероприятия:

- предварительное орошение угля в массиве;

- пневмогидроорошение;

- пылеулавливание;

- орошение.

Увлажнение производится путём нагнетания воды в пласт с помощью установок типа НВУ-30м.

ПГО при работе комбайнов производится с помощью оросительных систем, для чего к забою подводится вода и сжатый воздух.

Пылеулавливание при работе проходческой техники производится имеющимися на них оросительными устройствами. При БВР применяются установки для создания водяных завес типа ВЗ-1. Как индивидуальные средства защиты от пыли применяются противопылевые респираторы типа Ф-62 и ”Астра-2”.

Шахтой разрабатываются пласты опасные по взрывам угольной пыли. Для предотвращения этих явлений предусматривается ряд мероприятий:

- побелка выработок известково-цементным раствором;

- обмывка выработок водой или раствором смачивателя;

- связывание осевшей пыли;

- установка водяных заслонов в местах интенсивного пылеобразования и пылеотложения.

14.3 Промсанитария

Медицинское обслуживание на шахте организуется в соответствии с ”Санитарными правилами по устройству и содержанию предприятий угольной промышленности”.

При поступлении на работу рабочие и служащие проходят предварительное медицинское освидетельствование. При дальнейшей работе - ежегодный

профилактический осмотр. В административном здании шахты имеется медпункт (оборудование подземных медицинских пунктов не предусматривается), пункт подземного горячего питания, станция газированной питьевой воды, комнаты оздоровления и фотарии, имеются раздельные раздевалки для грязной и чистой одежды, имеется баня. Всем рабочим и ИТР выдаётся по установленным нормам спецодежда, обувь, мыло и т.д. Не реже двух раз в месяц производится стирка, дезинфекция и ремонт спецодежды.

14.4 Противопожарная защита шахты

По пожароопасности шахта ”Заполярная” отнесена ко II-й категории. Мероприятиям по предупреждению и тушению пожаров под землей:

- прямоточная и обособленная схема проветривания очистных и подготовительных работ;

- выемка пластов без оставления промежуточных целиков;

- огнестойкое крепление всех подготовительных выработок;

- размещение первичных средств пожаротушения в соответствии с требованиями ПБ;

- возведение различных противопожарных перемычек, арок, дверей и т.д. в соответствии с ПБ и инструкциями;

- оборудование горных выработок противопожарными оросительными трубопроводами;

- устройство на откаточных горизонтах в блоках депо противопожарного поезда со складами противопожарного материала;

- оставление противопожарного барьерного целика между горизонтами;

- использование водосборников в качестве второго резерва противопожарного запаса воды.

14.5 Меры защиты от поражения электрическим током

Основными мерами по защите рабочих и служащих шахты от поражения электрическим током являются следующие:

- обеспечение невозможности прикосновения к токоведущим частям, что обеспечивается закрытым исполнением аппаратуры, а также применением блокировок, препятствующим доступу к токоведущим частям до снятия с них напряжения;

- применением пониженного напряжения для электроустановок наиболее опасных в отношении поражения электрическим током;

- использование защитного заземления и зануления;

- электрическое разделение сетей путём подключения через разделительный трансформатор отдельных потребителей, питающийся от разветвлённой сети;

- защитное отключение с помощью реле утечки;

- соблюдение общих мер безопасности, применение изолирующих подставок и ковриков, резиновых бот и перчаток, средств сигнализации;

- профессиональная подготовка персонала в части техники безопасности при эксплуатации электроустановок.

14.6 План ликвидации аварий

План ликвидации аварий разрабатывается главным инженером шахты и командиром обслуживающего шахту ВГСО и утверждается техническим директором производственного объединения. План составляется главным инженером каждые полгода. При вводе в эксплуатацию новых и погашении отработанных выработок, изменении схемы вентиляции или путей вывода людей из шахты в плане ликвидации должны быть в течении суток внесены соответствующие изменения и дополнения. Они вносятся главным инженером шахты по согласованию с командиром взвода ВГСО, обслуживающего шахту.

Ответственным руководителем работ по ликвидации аварий является главный инженер шахты, а до его прибытия горный диспетчер.

Руководителем горноспасательных работ является командир ВГСО.

План ликвидации аварий состоит из:

- оперативной части;

- распределения обязанностей между лицами, участвующими в ликвидации аварии и порядок их действия;

- списка должностных лиц и учреждений, которые должны быть немедленно извещены об аварии.

План предусматривает:

- мероприятия по спасению людей;

- мероприятия по ликвидации аварий в начальной стадии их возникновения;

- действия ВГСЧ в начальной стадии ликвидации аварий.

Оперативная часть ПЛА

Таблица 14.1.

Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварии

Ответственные за выполнение мероприятий и исполнители

Пути и время выхода людей

Пути движения отделений ВГСЧ и их задача

1. Сообщить об аварии дежурному диспетчеру

2. Вызвать ВГСЧ

3. Оповестить все участки об аварии

4. Вывести людей из аварийного участка

5. Отключить электроэнергию в трансформаторной камере на КШ

6. Поставить пост у штрека и на бремсберг со стороны ФВУ. Не допускать прохода людей по ФВУ, вент.штреку, конв. штреку, брембергу.

7. Обеспечить нормальную работу вентилятора

Любое лицо,

заметившее аварию

Дежурный диспетчер

Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии

Дежурный надзор участка

Главный механик, дежурный электрослесарь участка, дежурный электрослесарь ВШТ

Дежурный диспетчер, работники ВШТ и участка

Начальник участка ВТБ, машинист вентилятора

Люди, работающие за местом пожара, включаются в самоспасатели, идут через лаву по бремсбергу вниз к конв. штреку и к вспом. стволу №5 и выезжают на поверхность. Время движения в самоспасателях (до штрека) 48 мин.

Люди, работающие в бремсберге, включаются в самоспасатели, идут по бремсбергу, вент.штреку к вспом. стволу №4 и выезжают на поверхность. Время движения в самоспасателях (до вент.штрека) 40 мин.

Люди, работающие в ФВУ, включаются в самоспасатели, идут по бремсбергу вниз до конвейерного штрека, далее к вспом. стволу №5 и выезжают на поверхность. Люди, работающие до места выброса, идут по бремсбергу к вспом. стволу и выезжают на поверхность.

Остальные люди выводятся из шахты по распоряжению ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

Отделение №1 спускается по вспом. Стволу №5, обследует бр-г, лаву и идет к месту аварии. Задача – вывод людей на КШ к вспом. стволу и на поверхность.

Отделение №2 спускается по вспом. стволу №5, по КШ до места пожара. Задача – вывод людей и ликвидация аварии.

Отделение №3 спускается по вспом. стволу №4, по ВШ, по бремсбергу. Задача – вывод людей.

Распределение обязанностей

ответственный руководитель работ по ликвидации аварии (главный инженер шахты) - вводит в действие ПЛА, руководит работами, контролирует действия должностных лиц, проверяет, вызвано ли подразделение ВГСЧ, выявляет число людей, застигнутых аварией и места их нахождения;

- директор шахты -организует медицинскую помощь пострадавшим и учет людей в шахте и информирует соответствующие организации о ходе ликвидации аварии;

- начальник участка ВТБ – осуществляет изменения вентиляционного режима, следит за работой вентиляторов и их состоянием, устанавливает потребность материалов для ремонта вентиляционных сооружений и обеспечивает бесперебойную работу ламповой;

главный механик – обеспечивает дежурство электриков, слесарей и других лиц ОГМ, отключает электроэнергию и обеспечивает бесперебойную работу машин и механизмов;

начальники участков – если в шахте, то принимают все меры по спасению людей и ликвидации аварии, если на поверхности, то поступают в распоряжение ответственного руководителя работ по ликвидации аварии.

Список должностных лиц и учреждений

Немедленно должны быть извещены об аварии:

- горный диспетчер;

- подразделение ВГСЧ, обслуживающее шахту;

- главный инженер шахты;

- директор шахты;

- начальник участка ВТБ;

- главный механик;

- технический директор ОАО «Воркутауголь»;

- главный врач горбольницы;

- техническая инспекция профсоюзов;

прокуратура города.


1 отделение двигаясь по свежей струе воздуха оказывает помощь людям вышедшим из задымленной зоны.

2 отделение подходит к месту пожара с стороны свежей струи для тушения пожара

3 отделение двигается по задымленному участку и оказывает помощь людям оказавшимся в задымленной зоне.

Расчёт времени для выхода рабочих из задымленной зоны на свежую струю воздуха.

Выполним расчет для максимальных длин участка.

Таблица 14.1

Длина м

Угол наклона.

Задымлённость

Скорость движения

Время движения

4

1000

7

Да

25

40

5

200

0

Да

25

8

Итого

48

Расчёт времени для отрядов ВГСЧ

1 отделение

Таблица 14.2

Длина м

Угол наклона

задымлённость

Скорость движения

Время движения

1

1500

0

Нет

70

21,43

3

1000

7

Нет

25

40

5

200

0

Да

25

8

4

100

7

Да

25

4

Итого

73,43

2 отделение

Таблица 14.3

Длина м

Угол наклона

задымлённость

Скорость движения

Время движения

1

1700

0

Нет

70

24,29

4

1000

7

Нет

25

40

Итого

64,29

3 отделение

Таблица 14.4

Длина м

Угол наклона

задымленность

Скорость движения

Время движения

6

1000

0

Да

25

40

3

1000

7

Да

25

40

5

200

0

Да

25

8

4

100

8

Да

25

4

Итого

92

Раздел 15. Мероприятия по рациональному использованию недр и охране окружающей среды

Шахта "Заполярная" расположена на одной промплощадке, как отдельно расположенное предприятие. К северо-западу от шахты на расстоянии 2 км расположен поселок городского типа Заполярный.

Шахта "Заполярная" является угледобывающим предприятием, следовательно, основной технологический процесс добычи угля и связанные с ним подготовительные работы ведутся в подземных условиях.

Шахта, как горнодобывающее предприятие, в отличие от предприятий других, особенно перерабатывающих отраслей, таких как химическая, металлургическая, нефтеперерабатывающая, не входит в число экологически опасных производств. На шахте отсутствуют какие-либо физико-химические процессы, а также не производится глубокой переработки какого-либо сырья. Все основные технологические процессы основаны на сугубо механических принципах.

15.1. Краткая характеристика отрицательного воздействие шахты "Заполярная" на окружающую среду

Котельная шахты оборудована 6-ю котлами типа ДКВР-10/13 – 4 котла и ДКВР-20/13 – 2 котла, при этом 3 котла ДКВР-10/13 работают на каптируемом газе метане, остальные 3 котла – на угле. Котельная имеет две дымовых трубы, на одну трубу работают газовые котлы, на другую – угольные. Котельная относится к объектам, которые работают в непостоянном режиме: из 6 котлов в зимнее время работают 3-4 котла, 1 котел – резервный, 1 котел - в ремонте.

Из трех угольных котлов золоуловителями типа БЦ-512-Р-1(6*4) оснащены 2 котла ДКВР-20/13.

При сжигании топлива в котельной в атмосферу поступает значительное количество токсичных веществ, среди которых основные: твердые частицы (зола, пыль, сажа), оксиды серы, оксиды азота, оксид углерода. Так в 2002 году по данным отчета 2тп (воздух) в атмосферу выброшено следующее количество вредных веществ:

1) твердые частицы – 492,8 тонн;

2) оксиды серы – 64,8 тонн;

3) оксиды азота – 79,95 тонн;

4) оксид углерода – 163,6 тонн.

При сортировке угля происходит пылевыделение при дроблении материала горной массы и при его грохочении или рассеивании на классы по крупности, а также в местах пересыпа с конвейера на конвейер. Все места, где происходит дробление, рассортировка горной массы, а также места пересыпа с одного конвейера на другой закрыты, из этих мест ведется отсос запыленного воздуха, который перед выбросом в атмосферу проходит газоочистку. Всего на углесортировке имеется 8 аспирационных систем, которые оборудованы "мокрыми" пылеуловителями типа скруббер ЦС-13, СИОТ-3. Там, где пылеуловители работают в не отапливаемых помещениях (железнодорожные бункера), стоят аппараты "сухие" инерционные типа ЦН-15.

По данным отчета 2тп (воздух) в 2002 году аспирационными системами углесортировки в атмосферу выброшено 13,007 тонн твердых частиц.

Породные отвалы относятся к площадным, неорганизованным источникам выбросов. Пылевыделение от породных отвалов различают двух видов: пылевыделение при формировании действующего породного отвала и пылевыделение с отвала в результате сдувания с его поверхности мелких частиц. Интенсивность пылевыделения зависит от скорости ветра, влажности породы, ее крупности и влажности.

Пункт погрузки угля относится к неорганизованным площадным источникам, где пылевыделение происходит в процессе пересыпа угля из течки бункера в ж/д вагоны и зависит от высоты падения угля, его влажности, крупности, степени защищенности пункта погрузки, скорости ветра и др.

Пылевыделение от склада угля различают двух видов: пылевыделение при формировании склада и пылевыделение в результате сдувания мелких частей с поверхности штабелей угля. Интенсивность пылевыделения зависит от высоты падения угля из течки, от площади штабелей, от влажности и крупности угля, от скорости ветра и т.д.

В механическом цехе расположены два незначительных источника выброса – кузнечный горн и сварочный пост, откуда ведется отсос и выброс в атмосферу загрязненного воздуха из рабочей зоны. В процессе сварочных работ образуется марганец и его соединения и сварочный аэрозоль. В 2002 году в атмосферу выброшено 0,012 тонн марганца и его соединений и 0,104 тонны сварочной аэрозоли.

Комплекс проветривания включает 2 вентиляционных ствола, через которые из шахты выдается загрязненный шахтный воздух при проветривании подземных рабочих мест.

Отсасываемый из шахты воздух выбрасывается в атмосферу через диффузор. Выдаваемый воздух содержит угольную пыль и газ метан.

Кроме того, для более интенсивного удаления из шахты метана, который при определенных условиях может в смеси с воздухом взрываться, на шахте имеется дегазационная вакуум-насосная установка.

По данным отчета 2тп (воздух) в 2002 году от комплекса проветривания шахты в атмосферу поступило 36651,98 тонн метана и 6,08 тонн углепородной пыли.

Таким образом, в 2002 году шахтой "Заполярная" в атмосферу было выброшено 37519,915 тонн загрязняющих веществ, из которых 556,494 тонны – твердые (углепородная пыль, зола).

Воздействие на человека и окружающую среду вредных выбросов.

Твердые частицы (пыль, зола и др.) – снижение солнечного освещения и видимости, увеличение облачности и туманности. Разрушение и загрязнение материалов.

Сернистый ангидрид – у человека вызывает заболевание верхних дыхательных путей, поражает растения, уничтожает леса.

Оксиды азота – поглощение солнечного света, образование коричневой дымки, которая является одним из главных компонентов фотохимических туманов – смогов. У человека вызывает уменьшение содержания гемоглобина в крови.

Оксид углерода – никакого воздействия на высшие растения при концентрации менее 1 мг/м3 .

Летучие углеводороды и их соединения – поражение растений некоторыми соединениями при концентрации выше 0,02 мг/м3 ., понижение видимости, частое появление запаха.

Шахта "Заполярная" с производственными службами, подразделениями и объектами оказывает прямое отрицательное влияние на открытые водоемы, располагаясь в месте слияния двух ручьев: Малый Дозмер-Шор со стороны поселка Заполярного и Безымянный от станции Мульда. В результате чего образуется ручей Дозмер-Шор, который на протяжении 1,5-2 км вливается в реку Воркуту с правого берега среднего его течения.

Основными объектами ш. "Заполярная", оказывающими отрицательное воздействие на открытые водоемы, являются следующие:

1. Открытый пруд отстойник для очистки производственно загрязненных сточных вод совместно с водами шахтного водоотлива. Очистка сточных вод в данном пруду-отстойнике происходит частично только по взвешенным веществам, по всем другим загрязнителям эффект очистки равен нулю.

2. Неэксплуатируемые открытые отстойники для очистки шламовых вод от углеобогатительной фабрики. При весеннем таянии снегового покрова в картах шламонакопителя, при выпадении атмосферных осадков происходит вынос накопившегося в картах-отстойниках шлама в ручей дренирующей жидкой составной частью.

3. При отгрузке добываемого угля на открытый угольный склад по причине отсутствия "порожняка" часть угольной массы при выпадении атмосферных осадков и во время таяния снега выносится через водопропускное устройство ж/д ветки "шахта-Мульда", а затем автодороги "поселок-шахта" со сбросом загрязненных вод в ручей Безымянный. В этот же ручей поступают загрязненные паводковые и дождевые воды с территории, расположенной между зданиями АБК – котельная - погрузка.

15.2. Основные мероприятия по уменьшению выбросов вредных веществ в атмосферу и открытые водоемы

Для уменьшения количества загрязнений поступающих в атмосферу предусматривается:

- герметизация оборудования;

- в котельной шахты устанавливаются золоуловители с трубами;

- в качестве пылеулавливающего оборудования в аспирационных системах применены эффективные пылеуловители с высоким КПД, в сушильной установке предусматривается трехступенчатая очистка дымовых газов;

- остаточная (после очистки) количество пыли и газов рассеивается при помощи высоких труб и финальных насадок;

- на породных отвалах производится послойная отсыпка и укладка поверх породы материала для предохранения от ветровой эрозии;

- при погрузке угля в вагоны для уменьшения пыли применяются телескопические желоба;

Охрана водных ресурсов включает следующие мероприятия:

- недопущение использования воды питьевого качества там, где это не вызвано производственной необходимостью;

- применение оборотной системы охлаждения компрессоров компрессорной станции;

- применение замкнутого цикла оборотного водоснабжения технологического процесса обогатительной фабрики;

- использование части очищенных шахтных вод и промстоков в системе производственного водопровода (подача воды на охлаждение вакуумнасосов, орошение в подземных выработках, аспирация, мытье полов); повторное использование воды для мытья полов и аспирации в системе подпитки оборотной системы фабрики;

- очистка хозяйственно-бытовых, производственных и дождевых стоков на действующих очистных сооружениях полной биологической очистки

- очистка промышленных стоков на станции физико-химической очистки шахтных вод.

Для хозяйственного и производственного водоснабжения шахта "Заполярная" осуществляет добычу подземных вод из 9 эксплуатационных скважин, пробуренных на территории Воркутинского района в пределах поля шты "Заполярная".

Зоны санитарной охраны (ЗСО) организуются в составе трех поясов:

первый пояс (пояс строгого режима) включает территорию расположения водозаборов, второй и третий поясы ограничений включают территорию, предназначенную для охраны от загрязнения источников водоснабжения.

Первый пояс ЗСО имеет целью предотвращение случайного или умышленного загрязнения вод источника в месте нахождения водозаборных сооружений и устанавливается на расстоянии не менее 50 м, т.к. в наших условиях при мощности четвертичных отложений от 40 до 85 м, представ ленных в основном суглинками, а на 15% территории - мерзлыми суглинками, подземные воды считаются условно защищенными.

Граница второго пояса ЗСО определяется гидродинамическим расчетом, исходя из того, что если за ее пределами в водоносный горизонт поступят микробные (нестабильные) загрязнения, то они в течение 400 дней недостигнут водозабора.

Граница третьего пояса ЗСО также определяется гидродинамическим расчетом, исходя из условий, что если за ее пределами в водоносный горизонт поступят химические (стабильные) загрязнения, они не достигнут водозабора в течение всего срока эксплуатации водозабора (10000 сут.).

Охрана недр

Охрана полезного ископаемого при добыче заключается в максимально возможном сокращении потерь. К мероприятиям, рекомендуемым проектам, для снижения всех видов потерь, относятся следующие:

- бесликовая технология охраны промежуточных штреков;

- планирование гор. работ с учетом тектонических особенностей отдельных участков;

- сохранение подходов к целикам у основных горных выработок с тем, чтобы была обеспечена технологическая возможность их выемки в период погашения;

- обязательное сохранение вдоль наклонных выработок постоянной ширины целиков с тем, чтобы в последствии их выемку можно было производить механизированными комплексами;

- при расположении выработок диагонально к выемочным столбам производить разворот комплекса;

- применение конвейеров с шириной ленты соответствующей минутным грузопотокам в целиках снижение потерь угля при транспортировке;

- включение в добычу шахты угля из подготовительных забоев.

Охрана и рациональное использование земли

В связи с крайней ранимостью тундры предусматриваются максимальное сохранение моховою покрова тундры на территории промплощадок, участки, не занятые застройкой и поездами. В целях сохранения торфо-мохового покрова в полосе автодорог предусматривается продольная возка породы в зимнее время.

Рациональные способы:

- соблюдение всех правил и норм ТЭО;

- облагораживание территории;

- уборка строительного мусора;

- крайне осторожное применение метода рекультивации со всеми мерами предосторожности;

- сохранение мёрзлого грунта

Раздел 16. Гражданская оборона

16.1. Общая характеристика.

Основными задачами гражданской обороны являются:

1. Защита населения от оружия массового поражения.

2. Подготовка объекта к устойчивой работе в условиях военных действий.

3. Проведение аварийно – восстановительных и спасательных работ.

При решении вопроса воздухоснабжения убежищ должен учитываться режим изоляции убежища. Продолжительность режима вентиляции для убежища принимаем равным:

1. В зоне возможных разрушений – 12 часов.

2. Вне зоны разрушений – 3 часа.

Состав воздуха и его температура в убежище должны отвечать следующим требованиям:

1. Кислорода - не менее 19 %.

2. Углекислого газа - не более 1,5 %.

3. Температура - не более 280 С.

Промышленная площадка шахты «Заполярная» находится на расстоянии 540 км от ближайшего категорированного города. Другие категорированные города и объекты особой важности находятся на еще большем расстоянии. Таким образом, промышленная площадка шахты расположена вне зоны возможных разрушений ядерного взрыва и за пределами зоны «А» радиоактивного заражения.

Защитные сооружения шахты предназначаются для защиты производственного персонала от возможного поражения гамма – излучением при радиоактивном заражении местности на следе радиоактивного облака ядерного взрыва при объявлении сигнала «воздушная тревога».

Сигнал «воздушная тревога» для рабочих и служащих наземного комплекса подается сиренами, а в шахту передается по телефону начальниками участков, по приказу которых включают сирены на объектах.

Для безаварийной остановки работы, на шахте по сигналу «воздушная тревога» необходимо выполнить следующий комплекс работ:

- закрыть устья стволов защитными перекрытиями;

- обесточить силовые линии забоев, участков, комплексов;

- прекратить подачу воздуха от компрессоров к пневмомеханизмам и инструментам;

- прекратить подачу воды в душевые и для других целей, оставив ее только в линиях, питающих противопожарные средства;

- освещение на всех объектах оставить только дежурное.

Вентиляцию шахты отключить только на время выпадения радиационных веществ (РВ) из облака взрыва или на время наличия опасных концентраций отравляющих веществ (ОВ) на поверхности. На это же время закрыть воздухозаборные устройства.

Все здания и сооружения, расположенные на промышленной площадке шахты, выполнены в кирпичном и железобетонном исполнении.

Защита трудящихся остальных смен, продолжающих свою производственную деятельность в военное время на шахте, предусматривается в переоборудованных под центральное подземное укрытие горных выработках околоствольного двора горизонта –345 м.

Радиус сбора для поверхностных рабочих – 2000 метров. Для подземного персонала шахты радиус сбора неограничен.

Для поверхностных рабочих время заполнения укрытия в количестве 850 человек составляет 25 минут (спуск людей на горизонт – 345 м).

В связи с тем, что на промышленной площадке шахты имеются сравнительно отдаленные объекты, производится расчет времени, необходимого на укрытие наибольшей смены станции очистки шахтных вод (35 человек).

Т = tсб + tвых + tп + tств

Где:

tсб = 4 мин.– время сборов и остановки механизмов;

tп = 7,4 мин – время на путь до клетьевого ствола;

tвых = 2,5 мин – время на выход из здания;

tств = 3 мин. – время спуска по стволу.

Т = 4 + 7,4 + 2,5 + 3 = 16,9 мин < 25 мин

Для подземных рабочих в количестве 650 человек время заполнения укрытия составляет 28 минут. В общей сложности время заполнения укрытия поверхностным и подземным персоналом составляет 53 минуты. Это время меньше периода времени от момента сигнала «Воздушная тревога» до начала радиоактивного заражения местности в районе расположения промышленной площадки шахты, которое определяется по формуле:

Т = V / L,

Где:

L – расположение от центра возможного ядерного взрыва, км;

V – средняя скорость ветра для данных условий, км/ч

Т = 540 / 72 = 7,5 ч.

При притоке воды в шахту 143 м3 /ч, затопление выработок, приспособленных под ПРУ, при отключенной системе водоотлива произойдет через 9560 часов, т.е. более 1 года. Электроснабжение противорадиационного укрытия предусматривается от общей сети шахты. В качестве резервного освещения предусматриваются переносные аккумуляторные светильники индивидуального пользования.

16.2. Устройство противорадиационного укрытия

В приспосабливаемых под ПРУ выработках предусмотрены:

1. Площадка для размещения укрываемых.

2. Санитарный пост.

3. Запас питьевой воды.

4. Санитарные узлы.

Норма площади принята:

1. Для размещения укрываемых – 1м2 /чел.

2. Санитарный пост – 2 м2 /100 чел.

16.3. Мероприятия по повышению устойчивости работы шахты в военное время

При проведении мероприятий 1 группы:

1. Уточнить план – график мероприятий по повышению устойчивости работы шахты в военное время.

2. Провести мероприятия по противопожарной защите и светомаскировке.

При проведении мероприятий 2 группы:

1. Провести неотложные мероприятия по повышению устойчивости работы шахты в военное время;

2. Провести мероприятия по безаварийной остановке шахты по сигналу “Воздушная тревога”

При проведении мероприятий общей готовности ГО:

1. Провести в полном объеме мероприятия по повышению устойчивости работы шахты в военное время.

2. Провести в полном объеме противопожарные мероприятия, а также мероприятия по обеспечению светомаскировки.

17. Технико-экономическая часть проекта

17.1. Расчёт себестоимости добычи одной тонны угля по участку

Себестоимость по добычному участку определяется по четырём элементам затрат. Для расчётов принимаем непрерывный режим работы участка 7 дней в неделю. Коэффициент списочного состава рассчитывается по формуле (17.1) и при таком режиме составит:

Ксп = (17.1)

Ксп =

Таблица 17.1.

График выходов рабочих

Специальность

Количество выходов

Всего

I

II

III

IV

МГВМ

1

1

1

1

4

Пом, МГВМ

1

1

1

1

4

ГРОЗ

2

7

7

7

23

Деж. Электрослесарь

-

1

1

1

3

Электрослесарь ППР

6

-

-

-

6

ГРП

6

2

2

2

12

Всего

16

12

12

12

52

Расчёт комплексной нормы выработки и комплексной расценки

Штат комплексной бригады - 12 человек.

При трех добычных сменах в сутки явочный штат рабочих составит 36 человек.

Учитывая, что в ремонтную смену выходят: 2 - МГВМ V р, 2 – ГРОЗ V р, 6 - электрослесаря IV р,6 - ГРП IV р, получаем:

Nбр = 36 + 2 + 2 + 6 + 6 = 52 человека.

Производительность труда рабочего на выход:

Рв = ; (17.2)

Рв =т/сут.

Списочный состав трудящихся:

Nсп = Nбр ×Ксп ; (17.3)

Nсп = 52×1,45 = 78 человек

Месячная производительность труда рабочего:

Рш = ; (17.4)

Рш = т/мес.

Трудоемкость работ на 1000 т добычи:

Т=; (17.6)

Т==0,052 чел./см.;

Комплексная расценка:

Р=; (17.7)

Р= руб/т;


Таблица 17.2.

Расчет комплексной нормы и расценки на выемку угля в лаве

Виды работ, выполняемые при производстве одного цикла

Ед.

изм.

Норма выработки

Объем работ

на цикл

Норматив

цикличности

Объем работ на

смену

Потребное кол-во

Тарифная ставка

Сумма заработка на смену, руб.

Обоснование для установления нормы выработки

По сборнику

Поправ.коэф.

Установленное

1. Выемка угля комбайном

т.

1008

1

1008

451,5

2,23

1008

мгвм V р.

ГРОЗ IV р.

1

5

160,678

140,94

160,678

704,70

2.Передвижка перегружателя

ГРОЗ IV р.

-

4,25

1

4,25

0,72

2,23

1,61

0,38

140,94

53,56

3.Крепление концевых участков лавы

ГРОЗ IV р.

-

9,5

1

9,5

6,97

2,23

15,54

1,64

140,94

231,14

4.Доставка материалов

ГРП

-

2,43

1

2,43

2,78

2,23

6,20

2,55

140,94

359,40

5.Передвижка крепи

ГРОЗ V р.

-

9,8

1

9,8

7,04

2,23

15,70

1,60

160,678

257,09

ИТОГО:

12,17

1766,87

Коэффициент цикличности Кц = 1008/451,5 = 2,23


Численность ИТР, определяем по нормативам. Оклады ИТР принимаем из планового среднесуточного объема добычи. Премии рабочих рассчитываются по 3 группе нормативов и составляет 60% от прямой заработной платы, также 2% за каждый процент перевыполнения.

В доплаты к заработной плате включаем доплату за руководство бригадой и доплату за работу в ночное время. Надбавка в виде районного коэффициента - 1,6.

Дополнительная заработная плата включает оплату тарифных отпусков, выплату за выслугу лет.

Отчисления на социальное страхование принимаем 38% от фонда заработной платы:

14638,35 ×0,38 = 5562,44 руб.

Себестоимость 1 т угля по зарплате:

Сз/п =; (17.8)

Сз/п ==2,75 руб.

Таблица 17.3

Определение себестоимости по элементу “Электроэнергия”

Потребитель

Кол-во эл. двигат.

Суммарная мощность

Время работы в сутки

Коэфф. загрузки

Потребная мощность за сутки

Тариф за 1Квт, руб.

Стоимость эл. эн. за сутки

Комбайн К 500

2

635

18

0,8

9144

0,25

2286

Конв. СПЦ271

2

945

18

0,8

13608

0,25

3402

СНУ-32

2

78

18

0,8

1123,2

0,25

280

Станция орошения

1

35

18

0,8

504

0,25

126

Итого:

5194

Себестоимость 1 т угля по элементу “Электроэнергии” составляет:

Сэл. = = 1,72 руб.

Таблица 17.4

Определение себестоимости угля по элементу “Амортизация”

Наименование

оборудования

Кол-во

шт.

Полная стоимость,

руб.

Норма аморт. Отчисл %

Аморт. Отчисл в год, руб

Крепь М144

125

154559367

34,3

53013862

Комбайн К500

1

2784796

36

1002527

Конвейер СПЦ271

1

1294431

23,9

297719

Электрооборудование

-

543790

40

217516

СНУ-32

2

1544834

34,3

529878

Итого:

54531624

Себестоимость 1 т угля по элементу “Амортизация” составляет:

Сам ==59,98 руб./т

Таблица 17.5

О пределение себестоимости по элементу “Материалы”

Наименивание

Ед. изм.

Расход на сутки

Цена ед.,

руб.

Сумма затрат в сутки, руб.

Затраты на 1 т, руб.

Лесоматериал

м3

10,33

300

3099

1,02

Зубки

шт.

17,3

15

259,5

0,09

Эмульсия

т

4,29

450

1933,8

0,64

Материалы длительного пользования

руб.

-

-

780

0,26

Итого:

2,35

Себестоимость 1 т угля по элементу “Материалы”: Смат. =2,35 руб/т

Общая себестоимость 1 т угля по участку:

С = Сз/п + Сам + См + Сэл. = 66,8 руб

17.2. Расчет численности трудящихся и производительности труда по шахте

Штат рабочих по шахте приводится в таблице 17.6. Остальной штат рабочих определяется отраслевыми нормативами и по данным практики.

Штат ИТР, служащих МОП устанавливается по данным практики с корректировкой.

Среднемесячная производительность труда работающего определяется делением добычи угля на списочное число работающих, производительность труда рабочего на выход - делением суточной добычи на явочное число рабочих.

Таблица 17.6.

Определение производительности труда.

Категория трудящихся

Nяв.

Ксп.

Кол-во по списку

Структура штата, %

Подземные рабочие

314

55,3

на очистных работах

106

1,45

159

30,0

на подземном транспорте

45

1,45

68

12,0

на РВР

19

1,45

29

5,1

ремонт машин и механизмов

17

1,45

26

4,6

Прочие

21

-

32

5,6

Рабочие на поверхности:

169

1,45

254

44,7

Итого:

Рабочие по добыче

568

72,0

ИТР и горные мастера

175

-

175

22,2

Служащие

20

-

20

2,5

МОП

26

-

26

3,3

Всего работающих

789

100

Таблица 16.7.

Категория трудящихся

Производительность труда месячная, т

Производительность труда на выход, т

Рабочие на добыче

220

8,98

Работающие добыче (на оч. работах)

786

31,45

17.3 Расчет себестоимости угля по шахте

Расчет производственной себестоимости производится по следующим элементам затрат:

- материалы;

- топливо;

- электроэнергия;

- заработная плата;

- отчисления на страхование;

- амортизация и прочие денежные расходы;

Затраты на топливо принимаются исходя из планируемых затрат на 1 т добычи угля по шахте. При этом учитывается расход топлива только на производство механических нужд шахты.

Стоимость электроэнергии рассчитывается по двухставочному тарифу: по расходу электроэнергии и установленной мощности трансформатора и высоковольтных электродвигателей или максимуму заявленной мощности.

Тарифы на электроэнергию принимаются по данным практики

Потребность в электроэнергии устанавливается по данным шахты.

Себестоимость по заработной плате определяется по утвержденным нормативам для подсчета фондов заработной платы трудящихся в проекте шахты. Фонд заработной платы устанавливается на основании практических данных.

Отчисления на создание фонда социального страхования принимается в размере

8% от планового фонда заработной платы по шахте. К внепроизводственным расходам относятся затраты по перевозке угля, содержанию производственного объединения и организации сбыта, отчисления на научно исследовательскую работу, а также на премирование, на создание и внедрение новой техники.

Таблица 17.8.

Расчет годового фонда заработной платы

Вид работ и категории трудящихся

Списочный состав

Годовой фонд заработной платы, тыс. руб.

1. Подземные рабочие

314

-

Очистные работы

159

-

ГРОЗы

58

4395,6

Деж. Эл. слесарь

69

1550,9

Подготов. работы

72

1579,6

ВШТ

45

1299,7

Прочие

79

1655,8

2. Рабочие на пов-сти

254

1590,1

3. ИТР

175

1690,8

4. МОП

26

459,9

5. Служащие

20

420,8

Итого:

928

14638,4

Таблица 17.9.

Расчет капитальных затрат на оборудование.

Наименование оборудования

Количество

Цена единицы с учетом монтажа

Общая стоимость, руб.

Затраты на 1 т годовой добычи

Комбайн К500

2

3784796

7569592

4,21

Крепь М144

230

154559367

309118734

38,16

Конвейер СПЦ271

2

2294431

9177724

5,1

1ЛТ100У

10

1720000

17200000

9,55

Комбайн ГПКС

4

234720

938880

0,52

Маслостанция

8

98348

786784

0,43

ИТОГО:

322498714

Таблица 17.10.

Расчет полной себестоимости добычи угля

Элементы затрат

Затраты на 1 т добычи, руб.

Материалы

3,7

Топливо

3,0

Электроэнергия

2,4

Заработная плата

94,25

Отчисления на страхование

7,5

Амортоизация

69,7

Итого:

280,55

Выручка от реализации продукции шахты:

В = V×Ц= 45 млн. руб. (17.9)

где V - годовой объем реализации угля (1553 тыс. т);

Ц - цена 1т угля (699 руб.);

Прибыль шахты:

П=699 - 280=419 млн. руб.

Раздел 18. Дегазация выемочного участка

18.1. Постановка задачи

В данных горно-геологических условиях при отработке пласта «Четвертого» восточной части блока «Центральный», возникают трудности связанные с проветриванием выемочного участка, из-за высокого выделения метана из выработанного пространства, что обусловлено подработкой и надработкой пластов-спутников. В частности пласта «Тройного». Газовый баланс выемочных участков складывается в среднем следующим образом:

- подрабатываемые пласты и пропластки – 60-62 %;

- надрабатываемые пласты и пропластки – 30-32 %;

- разрабатываемый пласт – 7-8 %.

Из проведенных расчетов проветривания выемочного участка в разделе 10, необходимое количество воздуха для проветривания участка составляет 115 м3 /с. Что требует проходку подготовительных и капитальных выработок большого сечения, для соблюдения условия по максимальной скорости движения воздуха. А это, приведет к увеличению затрат на проведение, поддержание выработок и т.д. Из проведенного повторного расчета проветривания выемочного участка с коэффициентом дегазации надрабатываемых пластов спутников kд.н.п. =0.6 видно что для проветривания участка необходимо подать 55 м3 /с. Это позволит избежать трудности связанные с проведением выработок большого сечения. Следовательно, необходимо рассчитать параметры дегазации надрабатываемых пластов-спутников.


18.2. Анализ существующих способов дегазации

18.2.1. Общие положения

Наиболее эффективно дегазация угольных пластов может быть осуществлена в том случае, если в коллекторе газа нарушено природное состояние системы уголь- метан и образована искусственная трещиноватость (разгрузка пластов от горного давления). Кроме того, метан может извлекаться из неразгруженных угольных пластов за счет их естественной газопроницаемости, а также некоторой разгрузки пласта дегазационными скважинами. При этом в отдельных случаях применяются дополнительные средства повышения газопроницаемости и газоотдачи угольных пластов.

По времени дегазационных работ процесс дегазации может быть заблаговременным и текущим. При заблаговременной дегазации угольной толщи каптаж метана производится из угольных пластов и вмещающих пород, не подверженных разгрузке от горного давления. Дегазация осуществляется скважинами, пробуренными как из выработок, так и с поверхности.

Под текущей дегазацией понимается извлечение метана при очистной выемке и при проведении подготовительных выработок. Сюда относятся дегазация разрабатываемого пласта в зоне влияния очистного забоя, дегазация сближенных угольных пластов и выработанного пространства.

Существуют три группы способов дегазации: физические, физико-химические и биохимические. В пределах каждой группы они отличаются по энергии воздействия на угольную толщу, содержащую метан.

К физическим относятся способы, характеризующиеся тем, что равновесие состояния угольной толщи, изменение физико-механических свойств угля и пород вызывается приложением механической или тепловой энергии. В результате такого воздействия повышается газопроницаемость угольной толщи и формируется направленное движение десорбированного метана в действующие выработки и газоулавливающие скважины. Энергия воздействия на угольную толщу может быть получена в результате подработки или надработки угольных пластов, искусственной разгрузки пород и пластов от горного давления с помощью нагнетания воды или других веществ в пласты, взрывания обычных ВВ и др.

Физико-химическое воздействие на угольный пласт имеет цель, с одной стороны, активизировать газовыделения из угольного массива с высокой проницаемостью, с другой – блокировать газо-проводящие каналы в пласте с повышением остаточной газоносности угля выдаваемого из выработок и шахты. К физико-химическим способам относят: увлажнение угольных пластов, обработка их водными растворами соляной кислоты, а также нагнетание в пласты различных полимерных материалов.

Биохимический способ дегазации угольных пластов может применяться как для заблаговременной дегазации шахтных полей, так и при текущей дегазации подготовленного угольного массива, а также для дегазации выработанного пространства.

18.2.2. Способы дегазации сближенных пластов

В зависимости от конкретных горно-геологических условий, системы разработки и порядка отработки выемочного участка применяются различные варианты схем дегазации сближенных пластов с использованием эффекта частичной разгрузки от горного давления.

При столбовой системе разработки дегазационные скважины бурятся из вентиляционных или реже из конвейерных выработок, параллельно линии очистного забоя или под некоторым углом к нему и горизонтальной плоскости. При подвигании очистного забоя верхняя часть скважины, пересекающая смежный угольный пласт, будет подработана раньше, чем ее загерметизированная часть, вследствие чего метан из смежного пласта успеет поступать в скважину до нарушения ее герметичности. Отсос метана можно проводить до тех пор, пока в результате сдвижения пород не нарушится герметизация скважин. Для увеличения срока действия скважин, попадающих в зону нарушения пород, их можно оставить в выработанном пространстве участка подсоединенными к участковому газопроводу.

При разработке пластов столбовыми системами с погашением выработок способ дегазации подрабатываемых пластов угля не всегда обеспечивает требуемую эффективность вследствие малого срока функционирования скважин. В таких условиях может быть применена дегазация с помощью газосборных выработок и скважин. Этот способ эффективен, если буровой служит выработка, пройденная для этих целей.

Снижение газовыделения из окружающего разрабатываемый пласт горного массива на шахтах Воркуты достигается дегазацией его восходящими и нисходящими скважинами, которые бурят:

- из выработок, параллельных разрезным, с охраной буровых ниш целиком угля (фланговые выработки);

- из вентиляционных штреков, впереди очистного забоя с подключением скважин к сети после прохода лавы;

- вентиляционных штреков позади очистного забоя (180-200 м).

В двух последних вариантах скважины располагаются в выработках, которые охраняются лишь многорядной органной крепью, обеспечивающей сохранность сечения выработки для повторного ее использования при отработке соседнего столба.

Эффективность дегазации зависит от места расположения скважин и времени их работы. При бурении скважин из поддерживаемых выработок она составляет 50-60 % , а из погашаемых 30-40%.

18.3. Выбор и обоснование способа дегазации пластов-спутников

18.3.1. Общие положения

Интенсивная газоотдача из сближенных пластов происходит в зоне разгрузки пород от горного давления при ведении очистных работ. По восстанию и падению эта зона ограничивается углами разгрузки Y, а в направлении подвигания очистного забоя она начинается позади лавы и продвигается вслед за ней. Во время этой интенсивной газоотдачи и следует производить отсос газа до тех пор, пока не нарушится герметизация скважин, подключенных к вакуумному газопроводу.

С учетом этого скважины, пробуренные из пластовых выработок, погашаемых позади очистного забоя, следует разворачивать по отношению к линии очистного забоя. Это, к сожалению, увеличивает объем буровых работ и снижает эффективность дегазации, т.к. сразу после прохода лавы приходится отключать скважины от газопровода.

Лучше всего, чтобы скважины были пробурены параллельно линии очистного забоя. Но при этом выработка, из которой пробурены скважины, должна сохраняться.

Если скважины бурят с разворотом к линии очистного забоя, то необходимо, чтобы они были пробурены заблаговременно. Решение об этом принимают на основании рекомендаций о проекции скважин a на горизонтальную проекцию оси выработки, из которой они пробурены:

ориентировочно

(18.1)

где: L – расстояние от лавы до места установки бурового станка; t – время на монтаж станка, бурение, герметизацию и подключение скважины к газопроводу; v0 – скорость подвигания очистного забоя; H – расстояние по нормали до дегазируемого пласта; q - угол между осью выработки, из которой бурится скважина, и горизонтальной плоскостью.

Рассчитанное по формуле значение а является минимальным и в данном случае характеризует лимит времени на бурение и остановку скважины, если она не была пробурена своевременно.

Если скважины бурят заблаговременно, то при бурении скважин из выработок, поддерживаемых в течении всего периода отработки выемочного участка, принимают а = 0, при бурении скважин с разворотом к линии очистного забоя – а = 40÷50 м. [15]

18.3.2. Расчет основных параметров дегазации пластов спутников

Основными параметрами дегазации сближенных пластов являются: глубина скважин, угол их заложения и расстояние между скважинами, которое определяется с помощью ЭВМ по программе D09 «Параметры дегазации пластов спутников» разработанной кафедрами РМПС и ЭАиОТ.

Из проведенных предварительных расчетов видно, что возможны два варианта дегазации пластов спутников:

Первый вариант – буровые работы ведутся из одной подготовительной выработки сохраняемой после прохода лавы,

Второй вариант – буровые работы ведутся из обеих выработок.


Первый вариант

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРЫ РМПС, ЭАиОТ

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗАЦИИ ПОЛОГИХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ. d09

ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н! ПЛАСТ- ! МОЩ- !РАССТО!МЕТАНО!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!

!О! СПУТНИК !НОСТЬ ! ЯНИЕ !ВЫДЕЛ.!КОЭФФ.!РАССТ.!ПРОЕК-!РАЗРЕ-!

!М! !ПЛАСТА! ДО ! ИЗ ! ЭФФ. ! МЕЖДУ! ЦИЯ !ЖЕНИЕ !

!Е! ! М !ПЛАСТА!ПЛАСТА!ДЕГАЗА!СКВАЖ.!СКВАЖ.!В СКВ.!

!Р! ! ! М ! М3/Т ! ЦИИ ! М ! М ! ПА !

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ 2.70 20.00 19.20 .60 23.00 .00 10000.

2 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 28.00 .77 .60 23.00 .00 10000.

3 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 31.00 1.46 .60 23.00 .00 10000.

4 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .50 36.00 1.80 .60 23.00 .00 10000.

5 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 39.00 1.40 .60 23.00 .00 10000.

6 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 50.00 .61 .60 23.00 .00 10000.

7 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 53.00 .78 .60 23.00 .00 10000.

================================================================

БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА - клнв бреммсберг

17.МОЩНОСТЬ РАЗРАБАТЫВАЕМОГО ПЛАСТА, М .................. 1.50

18.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

19.УГОЛ ПАД.ПЛАСТА,ГРАД (ПРИ ДВИЖ. ЛАВЫ ПО ПАД.-ВОССТ.-0) .00

20.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.00

21.СУТОЧНОЕ ПОДВИГАНИЕ ЛАВЫ, М .......................... 5.45

22.УГОЛ РАЗГРУЗКИ ПОДРАБАТЫВАЕМОЙ ТОЛЩИ ПОРОД, ГРАДУСЫ .. 64.00

23.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 25.90

24.ПРЕДЕЛЬНАЯ ЗОНА ВЛИЯНИЯ ПОДРАБОТКИ, М ................ 180.00

25.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ НИЖЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 6.20

27.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА: 1-ПЛАСТОВАЯ ПО ПРОСТ.,2-В КРОВЛЕ ПО

ПРОСТ., 3-В ПОЧВЕ ПО ПРОСТ., 4-ПЛАСТОВАЯ ПО ПАДЕНИЮ .. 4

28.НАПРАВЛ.БУРЕНИЯ ДЕГ.СКВ.:1-В НАПР.ПАД.,2-В НАПР.ВОССТ. 2

29.РАССТ.ОТ БУР.ВЫРАБОТКИ ДО НИЖН.ГРАН. ЗОНЫ РАЗГРУЗКИ, М 10.00

31.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА ПОГАШАЕТСЯ ПОЗАДИ ЛАВЫ? 1-НЕТ, 2-ДА 1

32.БУРОВОЙ СТАНОК: 1-СБГ1М, 2-ГП1 ....................... 1

33.ДИАМЕТР ДЕГАЗАЦИОННЫХ СКВАЖИН, ММ .................... 90.00

34.ЗАДАЧА:1-ОПРЕД.РАССТ.МЕЖДУ СКВ.,2-ОПРЕД.КОЭФФ.ЭФФ.ДЕГ. 2

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗИРОВАННЫХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н!ПЛАСТ- !МЕТАН!РАССТ!КОЭФФ!РАЗРЕ!УГОЛ !УГОЛ !ДЛИНА!ЧИСЛО!УДЕЛЬ

!О!СПУТНИК!ОВЫДЕ!МЕЖДУ!ЭФФЕК!ЖЕНИЕ!НАКЛ.!РАЗВО!СКВА-!МАШИН!КОЭФФ

!М! !ЛЕНИЕ!СКВА-!ТИВН.!В СКВ!СКВА-!РОТА !ЖИН,М!СМЕН !ЭФФЕК

!Е! !ИЗ ПЛ!ЖИНАМ!ДЕГА-!АЖИН.!ЖИН, !СКВАЖ! !БУРЕН!ДЕГАЗ

!Р! !М3/Т ! М !ЗАЦИИ! ПА !ГРАД.!ГРАД ! !В СУТ!АЦИИ

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖ. 19.2 23.0 .82 10000. 45.4 .0 28.5 .60 .604

2 ВЫШЕЛЕЖ. .8 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

3 ВЫШЕЛЕЖ. 1.5 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

4 ВЫШЕЛЕЖ. 1.8 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

5 ВЫШЕЛЕЖ. 1.4 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

6 ВЫШЕЛЕЖ. .6 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

7 ВЫШЕЛЕЖ. .8 23.0 .00 10000. .0 .0 .0 .00 .000

================================================================

КОЭФФИЦИЕНТ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ . .604

ОБЩИЙ КОЭФФ. ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ .. .488

ЧИСЛО МАШИНОСМЕН В СУТКИ ДЛЯ БУР. СКВ. НА ВСЕ ДЕГ.ПЛАСТЫ .598

Расчет выполнил Ящишен С.А.


Второй вариант

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРЫ РМПС, ЭАиОТ

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗАЦИИ ПОЛОГИХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ. d09

ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н! ПЛАСТ- ! МОЩ- !РАССТО!МЕТАНО!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!

!О! СПУТНИК !НОСТЬ ! ЯНИЕ !ВЫДЕЛ.!КОЭФФ.!РАССТ.!ПРОЕК-!РАЗРЕ-!

!М! !ПЛАСТА! ДО ! ИЗ ! ЭФФ. ! МЕЖДУ! ЦИЯ !ЖЕНИЕ !

!Е! ! М !ПЛАСТА!ПЛАСТА!ДЕГАЗА!СКВАЖ.!СКВАЖ.!В СКВ.!

!Р! ! ! М ! М3/Т ! ЦИИ ! М ! М ! ПА !

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ 2.70 20.00 19.20 .65 1.00 .00 10000.

2 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 28.00 .77 .60 1.00 .00 10000.

3 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 31.00 1.46 .60 1.00 .00 10000.

4 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .50 36.00 1.80 .60 1.00 .00 10000.

5 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 39.00 1.40 .60 1.00 .00 10000.

6 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 50.00 .61 .60 1.00 .00 10000.

7 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 53.00 .78 .60 1.00 .00 10000.

================================================================

БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА - клнв бреммсберг

17.МОЩНОСТЬ РАЗРАБАТЫВАЕМОГО ПЛАСТА, М .................. 1.50

18.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

19.УГОЛ ПАД.ПЛАСТА,ГРАД (ПРИ ДВИЖ. ЛАВЫ ПО ПАД.-ВОССТ.-0) .00

20.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.00

21.СУТОЧНОЕ ПОДВИГАНИЕ ЛАВЫ, М .......................... 5.45

22.УГОЛ РАЗГРУЗКИ ПОДРАБАТЫВАЕМОЙ ТОЛЩИ ПОРОД, ГРАДУСЫ .. 64.00

23.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 25.90

24.ПРЕДЕЛЬНАЯ ЗОНА ВЛИЯНИЯ ПОДРАБОТКИ, М ................ 180.00

25.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ НИЖЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 6.20

27.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА: 1-ПЛАСТОВАЯ ПО ПРОСТ.,2-В КРОВЛЕ ПО

ПРОСТ., 3-В ПОЧВЕ ПО ПРОСТ., 4-ПЛАСТОВАЯ ПО ПАДЕНИЮ .. 4

28.НАПРАВЛ.БУРЕНИЯ ДЕГ.СКВ.:1-В НАПР.ПАД.,2-В НАПР.ВОССТ. 2

29.РАССТ.ОТ БУР.ВЫРАБОТКИ ДО НИЖН.ГРАН. ЗОНЫ РАЗГРУЗКИ, М 10.00

31.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА ПОГАШАЕТСЯ ПОЗАДИ ЛАВЫ? 1-НЕТ, 2-ДА 1

32.БУРОВОЙ СТАНОК: 1-СБГ1М, 2-ГП1 ....................... 1

33.ДИАМЕТР ДЕГАЗАЦИОННЫХ СКВАЖИН, ММ .................... 90.00

34.ЗАДАЧА:1-ОПРЕД.РАССТ.МЕЖДУ СКВ.,2-ОПРЕД.КОЭФФ.ЭФФ.ДЕГ. 1

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗИРОВАННЫХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н!ПЛАСТ- !МЕТАН!РАССТ!КОЭФФ!РАЗРЕ!УГОЛ !УГОЛ !ДЛИНА!ЧИСЛО!УДЕЛЬ

!О!СПУТНИК!ОВЫДЕ!МЕЖДУ!ЭФФЕК!ЖЕНИЕ!НАКЛ.!РАЗВО!СКВА-!МАШИН!КОЭФФ

!М! !ЛЕНИЕ!СКВА-!ТИВН.!В СКВ!СКВА-!РОТА !ЖИН,М!СМЕН !ЭФФЕК

!Е! !ИЗ ПЛ!ЖИНАМ!ДЕГА-!АЖИН.!ЖИН, !СКВАЖ! !БУРЕН!ДЕГАЗ

!Р! !М3/Т ! М !ЗАЦИИ! ПА !ГРАД.!ГРАД ! !В СУТ!АЦИИ

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖ. 19.2 50.4 .65 10000. 45.4 .0 28.5 .29 .482

2 ВЫШЕЛЕЖ. .8 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

3 ВЫШЕЛЕЖ. 1.5 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

4 ВЫШЕЛЕЖ. 1.8 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

5 ВЫШЕЛЕЖ. 1.4 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

6 ВЫШЕЛЕЖ. .6 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

7 ВЫШЕЛЕЖ. .8 .0 .60 10000. .0 .0 .0 .00 .000

================================================================

КОЭФФИЦИЕНТ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ . .482

ОБЩИЙ КОЭФФ. ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ .. .389

ЧИСЛО МАШИНОСМЕН В СУТКИ ДЛЯ БУР. СКВ. НА ВСЕ ДЕГ.ПЛАСТЫ .291

Расчет выполнил Ящишен С.А.


САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРЫ РМПС, ЭАиОТ

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗАЦИИ ПОЛОГИХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ. d09

ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н! ПЛАСТ- ! МОЩ- !РАССТО!МЕТАНО!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!ПРОЕКТ!

!О! СПУТНИК !НОСТЬ ! ЯНИЕ !ВЫДЕЛ.!КОЭФФ.!РАССТ.!ПРОЕК-!РАЗРЕ-!

!М! !ПЛАСТА! ДО ! ИЗ ! ЭФФ. ! МЕЖДУ! ЦИЯ !ЖЕНИЕ !

!Е! ! М !ПЛАСТА!ПЛАСТА!ДЕГАЗА!СКВАЖ.!СКВАЖ.!В СКВ.!

!Р! ! ! М ! М3/Т ! ЦИИ ! М ! М ! ПА !

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ 2.70 20.00 19.20 .40 1.00 40.00 10000.

2 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 28.00 .77 .40 1.00 40.00 10000.

3 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 31.00 1.46 .40 1.00 40.00 10000.

4 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .50 36.00 1.80 .40 1.00 40.00 10000.

5 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .40 39.00 1.40 .40 1.00 40.00 10000.

6 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 50.00 .61 .40 1.00 40.00 10000.

7 ВЫШЕЛЕЖАЩИЙ .20 53.00 .78 .40 1.00 40.00 10000.

================================================================

БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА - вент ходок

17.МОЩНОСТЬ РАЗРАБАТЫВАЕМОГО ПЛАСТА, М .................. 1.50

18.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

19.УГОЛ ПАД.ПЛАСТА,ГРАД (ПРИ ДВИЖ. ЛАВЫ ПО ПАД.-ВОССТ.-0) .00

20.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.00

21.СУТОЧНОЕ ПОДВИГАНИЕ ЛАВЫ, М .......................... 5.45

22.УГОЛ РАЗГРУЗКИ ПОДРАБАТЫВАЕМОЙ ТОЛЩИ ПОРОД, ГРАДУСЫ .. 64.00

23.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 25.90

24.ПРЕДЕЛЬНАЯ ЗОНА ВЛИЯНИЯ ПОДРАБОТКИ, М ................ 180.00

25.СУММ. МЕТАНОВЫДЕЛ. ИЗ ВСЕХ НИЖЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ, М3/Т . 6.20

27.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА: 1-ПЛАСТОВАЯ ПО ПРОСТ.,2-В КРОВЛЕ ПО

ПРОСТ., 3-В ПОЧВЕ ПО ПРОСТ., 4-ПЛАСТОВАЯ ПО ПАДЕНИЮ .. 4

28.НАПРАВЛ.БУРЕНИЯ ДЕГ.СКВ.:1-В НАПР.ПАД.,2-В НАПР.ВОССТ. 2

29.РАССТ.ОТ БУР.ВЫРАБОТКИ ДО НИЖН.ГРАН. ЗОНЫ РАЗГРУЗКИ, М 10.00

31.БУРОВАЯ ВЫРАБОТКА ПОГАШАЕТСЯ ПОЗАДИ ЛАВЫ? 1-НЕТ, 2-ДА 1

32.БУРОВОЙ СТАНОК: 1-СБГ1М, 2-ГП1 ....................... 1

33.ДИАМЕТР ДЕГАЗАЦИОННЫХ СКВАЖИН, ММ .................... 90.00

34.ЗАДАЧА:1-ОПРЕД.РАССТ.МЕЖДУ СКВ.,2-ОПРЕД.КОЭФФ.ЭФФ.ДЕГ. 1

ПАРАМЕТРЫ ДЕГАЗИРОВАННЫХ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ:

================================================================

!Н!ПЛАСТ- !МЕТАН!РАССТ!КОЭФФ!РАЗРЕ!УГОЛ !УГОЛ !ДЛИНА!ЧИСЛО!УДЕЛЬ

!О!СПУТНИК!ОВЫДЕ!МЕЖДУ!ЭФФЕК!ЖЕНИЕ!НАКЛ.!РАЗВО!СКВА-!МАШИН!КОЭФФ

!М! !ЛЕНИЕ!СКВА-!ТИВН.!В СКВ!СКВА-!РОТА !ЖИН,М!СМЕН !ЭФФЕК

!Е! !ИЗ ПЛ!ЖИНАМ!ДЕГА-!АЖИН.!ЖИН, !СКВАЖ! !БУРЕН!ДЕГАЗ

!Р! !М3/Т ! М !ЗАЦИИ! ПА !ГРАД.!ГРАД ! !В СУТ!АЦИИ

================================================================

1 ВЫШЕЛЕЖ. 19.2 91.8 .40 10000. 24.1 63.7 48.9 .28 .297

2 ВЫШЕЛЕЖ. .8 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

3 ВЫШЕЛЕЖ. 1.5 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

4 ВЫШЕЛЕЖ. 1.8 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

5 ВЫШЕЛЕЖ. 1.4 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

6 ВЫШЕЛЕЖ. .6 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

7 ВЫШЕЛЕЖ. .8 .0 .40 10000. .0 .0 .0 .00 .000

================================================================

КОЭФФИЦИЕНТ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ВЫШЕЛЕЖАЩИХ ПЛАСТОВ . .297

ОБЩИЙ КОЭФФ. ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ .. .239

ЧИСЛО МАШИНОСМЕН В СУТКИ ДЛЯ БУР. СКВ. НА ВСЕ ДЕГ.ПЛАСТЫ .277

Расчет выполнил Ящишен С.А.


Итоговый коэффициент эффективности комплексной дегазации источника по второму варианту

Кд =1-(1-Кд 1)(1-Кд 2)...(1-Кд n ), (18.2)

где Кд 1,Кд 2,...,Кд n – коэффициенты эффективности из i-го пункта воздействия на источник.

Кд =1-(1-0,482)(1-0,297)=0,62

Из проведенных расчетов видно, что для достижения требуемого коэффициента дегазации 0,6 подрабатываемых пластов-спутников необходимо бурить скважины на первый подрабатываемый пласт, в первом варианте на весь выемочный столб необходимо бурить 90 скважин общей протяженностью 2602м, а во втором 70 общей протяженностью 2315м

18.3.3. технико-экономическое сравнение по вариантам

Для выбора того или иного варианта необходимо произвести технико-экономическое сравнение по затратам на: заработную плату, амортизацию, электроэнергию и расход материалов.

Расчет заработной платы

Расчет параметров технологического цикла

За цикл принимаем бурение одной скважины.

Таблица 18.1

Объемы работ на цикл

Наименование работ

1 вариант

2 вариант

для конв. бремсберга

для конв. бремсберга

Для вент. ходка

по бурению, м

28,5

28,5

49

по наращиванию дегазационного става, м

23

50

92

по передвижке бурового станка, м

23

50

92

по обсадке и подключению, шт

1

1

1

Выполняем расчет трудоемкости работ на цикл. Результаты расчёта заносим в таблицу 18.2.

Таблица 18.2

Операция

Усл.

обозна-

чение

трудо-

емкости

Ед.изм.

объема

работ

Трудоемкость, чел.-мин.

на единицу

измерения

на цикл

Вар 1

Вар 2

конв.

конв.

вент.

Бурение

q1

м

20

570

570

980

наращиванию дегазационного става

q2

м

7,8

179,4

390

717

обсадка

q3

шт

25,7

25,7

25,7

25,7

подключение

q4

шт

22

22

22

22

передвижке бурового станка

q5

м

2,2

51,1

110

202,4

ВСЕГО:

q

цикл

-

848,1

1117,7

1947,4

Минимальное число бурильщиков при заданной технологии – 2 чел.

Скорость бурения скважины в смену составит:

м/см, Вариант 1

м/см, Вариант 2(конв. бремсберг)

м/см, Вариант 2(вент. ходок)

Количество смен необходимых для бурения одной скважины по вариантам соответственно:

nсм = 28,5 / 22,85 = 1,25

nсм = 28,5 / 17,34 = 1,64

nсм = 49 / 17,1 = 2,87


Таблица 18.3

Расчет заработной платы по тарифным ставкам

Категория работников

Разряд

Количество (чел.)

Татафная ставка, (руб)

Число выходов рабочих

Северный коэффициент

Всего з/плата

Вариант1

Бурильщик

V

1

140,1

114

1,8

28748

Помощник бур

IV

1

122,5

114

1,8

25198

Итого:

1,8

53946

Вариант2

Конвейерный бремсберг

Бурильщик

V

1

140,1

69

1,8

17498

Помощник бур

IV

1

122,5

69

1,8

15215

ваентиляционный ходок

Бурильщик

V

1

140,1

66

1,8

16643

Помощник бур

IV

1

122,5

66

1,8

14553

Итого:

63909

таблица 18.4

Расчёт затрат на электроэнергию

Наименование оборудования

Уст. мощн., кВт

Время работы за сутки, ч.

Расход эл.энергии, кВт ч.

Затраты на эл.энергию, руб./мес.

Затраты за весь период ведения работ руб.

1 вар

2 вар

1 вар

2 вар

1 вар

2 вар

1 вар

2 вар

СБГ1М

15

4,2

4,2

63

126

5639

11278

25714

29773

ЛГКН1

5

2

2

10

20

890

1790

4082

4726

Итого:

29795

34500

Таблица 18.5

Расчёт затрат амортизационных отчислений

Наименование оборудования

Кол-во единиц

Стоимость оборудования, руб.

Норма амортизации, %

Амортизационные отчисления за месяц, тыс.руб.

год

месяц

Вариант 1

СБГ1М

1

125000

27

2,25

2,82

ЛГКН1

1

34000

16,1

1,34

1,54

Итого:

4,36

Вариант 1

СБГ1М

2

250000

27

2,25

4,64

ЛГКН1

2

68000

16,1

1,34

3,08

Итого:

8,72

Таблица 18.6

Затраты на материалы

Наименование материалов

необходимое количество

Отпускная цена за единицу материалов, руб.

Затраты по расходу материалов, руб.

Вариант 1

Изолирующие трубы, шт

91

1670

151970

Вариант 2

трубы, шт

70

1670

116900

Таблица 18.7

Итоговая таблица сравнения участковой себестоимости угля

Наименование затрат

общие затраты, тыс.руб

1 Вариант

2 Вариант

Зарплата

53,9

63,9

Материалы

0,2

0,1

Амортизация

19,8

23,02

Электроэнергия

29

34

Итого:

102,9

121,02

Из таблицы видно что затраты по первому варианту меньше чем по второму на 15%. Таким образом принимаем 1 вариант.

18.3.4. Технология проведения работ

Параметры скважин пробуренных с конвейерного бремсберга:

глубина – 28,5 м,

диаметр - 90 мм

расстояние друг от друга - 23 м,

угол наклона - 450 ,

число скважин в выработке – 91.

Для бурения скважин применяем буровой станок СБГ1М с техническими характеристиками приведенными в таблице 18.1.


Таблица 18.8

Техническая характеристика станка СБГ1М

Наименование параметра

Значение

Наибольшая глубина бурения, м

120

Техническая скорость бурения, м/час

- по углю

- по породе

20

6

Предельный угол бурении скважины,0

до 360

Маневровая скорость подачи, м/мин

- вперед

- назад

0-2,7

0-3,45

Частота вращения разрушающего инструмента,с-1 при

- первой скорости

- второй

- третьей

- четвертой

1,33

2,08

3,42

5

Усилие подачи при ходе вперед, кН

63

Ход шпинделя, мм

460

Диаметр буровых штанг, мм

50

Габаритные размеры станка без распорных и установочных приспособлений, мм

длина × ширина × высота

1950 × 940 × 930

После бурения скважины производится ее обсадка и подключение к участковому трубопроводу диаметром 250 мм, в свою очередь участковые соединяются с магистральными диаметром 400 мм.

18.4. Экономическое обоснование

По расчетам, проведенным в разделе 10 видно, что для выполнения условия по максимальной скорости движения воздуха необходимо проводить подготовительные выработки сечением 1-19 м2 . При выполнении работ по дегазации подрабатываемых пластов пластов-спутников возможна проходка подготовительных выработок сечением 12,8 м2 , что позволит снизить затраты на проведение и поддержание участковых подготовительных выработок.

Ориентировочно эти затраты мо жно посчитать по программам СС03 иСС07 разработанные кафедрой РМПС СПбГГИ (ТУ).

САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ ПРОТЯЖЕННЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

(ПРОГРАММА cc03)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - конв бремсберг

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫРАБОТКА: 1-НАКЛОННЫЙ СТВОЛ; 2-ГОРИЗОНТАЛЬНАЯ; 3-НАК-

ЛОННАЯ, ПРОВОДИМАЯ СВЕРХУ ВНИЗ; 4-НАКЛОННАЯ, ПРОВОДИ-

МАЯ СНИЗУ ВВЕРХ ...................................... 4

2.РАСПОЛОЖЕНИЕ ВЫРАБОТКИ ОТНОСИТЕЛЬНО ПЛАСТА: 1-ПЛАСТО-

ВАЯ, 2-ПОЛЕВАЯ ....................................... 1

3.УГОЛ НАКЛОНА ВЫРАБОТКИ, ГРАДУС ....................... 7.00

4.СРЕДНЯЯ ГЛУБИНА РАСПОЛОЖЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М ............ 800.

5.КОЭФФ. КРЕПОСТИ БОКОВЫХ ПОРОД ПО М.М.ПРОТОДЪЯКОНОВУ .. 5.60

6.ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫРАБОТКИ В СВЕТУ, М2 .... 12.80

7.ОТНОШЕНИЕ ПЛОЩАДИ ЗАБОЯ ПО УГЛЮ К ПЛОЩАДИ ВЫРАБОТКИ

В ПРОХОДКЕ ........................................... .50

8.КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ: 1-МЕТАЛЛ, 2-ДЕРЕВО, 3-БЕТОН, 4-СТЕНЫ-

БЕТОН, ПЕРЕКРЫТИЕ-ДВУТАВРОВЫЕ БАЛКИ, 5-Ж/Б СТОЙКИ + МЕ-

ТАЛЛИЧЕСКИЕ ВЕРХНЯКИ, 6-ДЕРЕВО ВСПЛОШНУЮ ............. 1

9.ЧИСЛО РЕЛЬСОВЫХ ПУТЕЙ В ВЫРАБОТКЕ .................... 1

10.ТИП ШПАЛ: 1-ДЕРЕВЯННЫЕ, 2-ЖЕЛЕЗОБЕТОННЫЕ ............. 1

11.ТИП РЕЛЬСОВ: 1-Р18, 2-Р24, 3-Р33 ..................... 3

12.ВОДОПРИТОК В ПОДГОТОВИТЕЛЬНОМ ЗАБОЕ, М3/ЧАС .......... 13.00

13.ВЫБРОСООПАСНОСТЬ ПОРОД: 0-НЕТ, 1-ДА .................. 0

14.СПОСОБ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТКИ: 1-БВР, 2-КОМБАЙНОМ,

3-ШИРОКИМ ХОДОМ С ПРИМЕНЕНИЕМ БВР .................... 2

15.СКОРОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М/МЕСЯЦ ............... 200.

16.СРЕДНЯЯ ДЛИНА ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ЗАБОЯ

ВЫРАБОТКИ ДО СТВОЛА, М ............................... 3000.

17.ДЛИНА ПРОВОДИМОЙ ВЫРАБОТКИ, М ........................ 2100.

18.ПЕРИОД ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ: 1-СТРОИТЕЛЬСТВО НОВОЙ

ШАХТЫ, 2-СТРОИТЕЛЬСТВО ДЛЯ РЕКОНСТРУКЦИИ ШАХТЫ,

3-СТРОИТЕЛЬСТВО В ПЕРИОД РАБОТЫ ШАХТЫ С ФИНАНСИРОВА

НИЕМ ЗА СЧЕТ КАПИТАЛЬНЫХ ВЛОЖЕНИЙ, 4-ПРОХОДКА ВЫРА-

БОТКИ ЗА СЧЕТ СРЕДСТВ ЭКСПЛУАТАЦИИ ШАХТЫ ............. 4

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ 1 М ВЫРАБОТКИ, У.Е./М ......... 800.70

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ВСЕЙ ВЫРАБОТКИ, У.Е. .......... 1581480.

Расчет выполнил Ящишен С.А.


САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ ПРОТЯЖЕННЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

(ПРОГРАММА cc03)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - конв бремсберг

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВЫРАБОТКА: 1-НАКЛОННЫЙ СТВОЛ; 2-ГОРИЗОНТАЛЬНАЯ; 3-НАК-

ЛОННАЯ, ПРОВОДИМАЯ СВЕРХУ ВНИЗ; 4-НАКЛОННАЯ, ПРОВОДИ-

МАЯ СНИЗУ ВВЕРХ ...................................... 4

2.РАСПОЛОЖЕНИЕ ВЫРАБОТКИ ОТНОСИТЕЛЬНО ПЛАСТА: 1-ПЛАСТО-

ВАЯ, 2-ПОЛЕВАЯ ....................................... 1

3.УГОЛ НАКЛОНА ВЫРАБОТКИ, ГРАДУС ....................... 7.00

4.СРЕДНЯЯ ГЛУБИНА РАСПОЛОЖЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М ............ 800.

5.КОЭФФ. КРЕПОСТИ БОКОВЫХ ПОРОД ПО М.М.ПРОТОДЪЯКОНОВУ .. 5.60

6.ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫРАБОТКИ В СВЕТУ, М2 .... 18.20

7.ОТНОШЕНИЕ ПЛОЩАДИ ЗАБОЯ ПО УГЛЮ К ПЛОЩАДИ ВЫРАБОТКИ

В ПРОХОДКЕ ........................................... .33

8.КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ: 1-МЕТАЛЛ, 2-ДЕРЕВО, 3-БЕТОН, 4-СТЕНЫ-

БЕТОН, ПЕРЕКРЫТИЕ-ДВУТАВРОВЫЕ БАЛКИ, 5-Ж/Б СТОЙКИ + МЕ-

ТАЛЛИЧЕСКИЕ ВЕРХНЯКИ, 6-ДЕРЕВО ВСПЛОШНУЮ ............. 1

9.ЧИСЛО РЕЛЬСОВЫХ ПУТЕЙ В ВЫРАБОТКЕ .................... 1

10.ТИП ШПАЛ: 1-ДЕРЕВЯННЫЕ, 2-ЖЕЛЕЗОБЕТОННЫЕ ............. 1

11.ТИП РЕЛЬСОВ: 1-Р18, 2-Р24, 3-Р33 ..................... 3

12.ВОДОПРИТОК В ПОДГОТОВИТЕЛЬНОМ ЗАБОЕ, М3/ЧАС .......... 13.00

13.ВЫБРОСООПАСНОСТЬ ПОРОД: 0-НЕТ, 1-ДА .................. 0

14.СПОСОБ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТКИ: 1-БВР, 2-КОМБАЙНОМ,

3-ШИРОКИМ ХОДОМ С ПРИМЕНЕНИЕМ БВР .................... 2

15.СКОРОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М/МЕСЯЦ ............... 165.

16.СРЕДНЯЯ ДЛИНА ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ЗАБОЯ

ВЫРАБОТКИ ДО СТВОЛА, М ............................... 3000.

17.ДЛИНА ПРОВОДИМОЙ ВЫРАБОТКИ, М ........................ 2100.

18.ПЕРИОД ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ: 1-СТРОИТЕЛЬСТВО НОВОЙ

ШАХТЫ, 2-СТРОИТЕЛЬСТВО ДЛЯ РЕКОНСТРУКЦИИ ШАХТЫ,

3-СТРОИТЕЛЬСТВО В ПЕРИОД РАБОТЫ ШАХТЫ С ФИНАНСИРОВА

НИЕМ ЗА СЧЕТ КАПИТАЛЬНЫХ ВЛОЖЕНИЙ, 4-ПРОХОДКА ВЫРА-

БОТКИ ЗА СЧЕТ СРЕДСТВ ЭКСПЛУАТАЦИИ ШАХТЫ ............. 4

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ 1 М ВЫРАБОТКИ, У.Е./М ......... 1054.04

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ВСЕЙ ВЫРАБОТКИ, У.Е. .......... 2213489.

Расчет выполнил Ящишен С.А.


САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК (ПРОГРАММА cc07)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - конв бремсберг

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВИД ВЫРАБОТКИ: 1-ПРОТЯЖЕННАЯ, 2-КАМЕРНОГО ТИПА ....... 1

3.КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ: 1-МЕТАЛЛИЧЕСКАЯ ТРЕХЗВЕННАЯ, 2-МЕТАЛ-

ЛИЧЕСКАЯ ПЯТИЗВЕННАЯ, 3-ЖЕЛЕЗОБЕТОННЫЕ СТОЙКИ + МЕТАЛ-

ЛИЧЕСКИЕ ВЕРХНЯКИ, 4-ДЕРЕВЯННАЯ, 5-БЕТОННАЯ .......... 1

5.СРЕДНЯЯ ГЛУБИНА РАСПОЛОЖЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М ............ 800.

6.СР.КОЭФФ. КРЕПОСТИ БОКОВЫХ ПОРОД ПО М.М.ПРОТОДЪЯКОНОВУ 5.60

7.ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫРАБОТКИ В СВЕТУ, М2 .... 12.80

8.ТИП ВЫРАБОТКИ: 1-ПЛАСТОВАЯ, 2-ПОЛЕВАЯ ................ 1

9.МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ................................... 1.50

10.СХЕМА ОХРАНЫ ВЫРАБОТКИ: 1-МАССИВ:МАССИВ, 2-БУТОВАЯ ПО-

ЛОСА + МАССИВ:БУТОВАЯ ПОЛОСА + МАССИВ, 3-МАССИВ:ЦЕЛИК,

4-МАССИВ:БУТОВАЯ ПОЛОСА, 5-МАССИВ:ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА,

6-МАССИВ:ОРГАНКА (КУСТЫ, КОСТРЫ), 7-ЦЕЛИК:ЦЕЛИК,

8-ЦЕЛИК:БУТОВАЯ ПОЛОСА, 9-БУТОВАЯ ПОЛОСА:БУТОВАЯ

ПОЛОСА, 10-ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА:ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА 6

11.РАПОЛОЖЕНИЕ ВЫРАБОТКИ ОТНОСИТЕЛЬНО СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ:

1-ВНЕ ЗОНЫ ВЛИЯНИЯ, 2-ПОД ВЫРАБОТАННЫМ ПРОСТРАНСТВОМ

СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА, 3-НАД ВЫРАБОТАННЫМ ПРОСТРАНСТВОМ

СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА, 4-ПОД КРОМКОЙ УГОЛЬНОГО МАССИВА

5-НАД КРОМКОЙ УГОЛЬНОГО МАССИВА СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА,

6-ПОД ИЛИ НАД ЦЕЛИКОМ УГЛЯ, ОСТАВЛЕННОМ НА СБЛИЖЕН-

НОМ ПЛАСТЕ ........................................... 1

12.ВОЗДЕЙСТВИЕ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ: 1-ВОЗДЕЙСТВИЕ ОТСУТСТВУЕТ

2-ВЫРАБОТКА, ПРИМЫКАЮЩАЯ К ОЧИСТНОМУ ЗАБОЮ, ПОДВЕРГА-

ЕТСЯ ВОЗДЕЙСТВИЮ ВРЕМЕННОГО ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ ЛАВЫ,

3-ВЫРАБОТКА ПОДДЕРЖИВАЕТСЯ НА ГРАНИЦЕ С ВЫРАБОТАННЫМ

ПРОСТРАНСТВОМ ........................................ 3

14.ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, М ................................... 2100.

15.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТКИ, ГОДЫ ........ 1.28

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ 1 М ВЫРАБОТКИ ЗА ГОД, У.Е. ........ 137.14

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТКИ В ТЕЧЕНИЕ СРОКА

СЛУЖБЫ, У.Е. ................................... 368639.

Расчет выполнил Ящишен С.А.


САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК (ПРОГРАММА cc07)

ГОРНАЯ ВЫРАБОТКА - конв бремсберг

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.ВИД ВЫРАБОТКИ: 1-ПРОТЯЖЕННАЯ, 2-КАМЕРНОГО ТИПА ....... 1

3.КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ: 1-МЕТАЛЛИЧЕСКАЯ ТРЕХЗВЕННАЯ, 2-МЕТАЛ-

ЛИЧЕСКАЯ ПЯТИЗВЕННАЯ, 3-ЖЕЛЕЗОБЕТОННЫЕ СТОЙКИ + МЕТАЛ-

ЛИЧЕСКИЕ ВЕРХНЯКИ, 4-ДЕРЕВЯННАЯ, 5-БЕТОННАЯ .......... 1

5.СРЕДНЯЯ ГЛУБИНА РАСПОЛОЖЕНИЯ ВЫРАБОТКИ, М ............ 800.

6.СР.КОЭФФ. КРЕПОСТИ БОКОВЫХ ПОРОД ПО М.М.ПРОТОДЪЯКОНОВУ 5.60

7.ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫРАБОТКИ В СВЕТУ, М2 .... 18.20

8.ТИП ВЫРАБОТКИ: 1-ПЛАСТОВАЯ, 2-ПОЛЕВАЯ ................ 1

9.МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ................................... 1.50

10.СХЕМА ОХРАНЫ ВЫРАБОТКИ: 1-МАССИВ:МАССИВ, 2-БУТОВАЯ ПО-

ЛОСА + МАССИВ:БУТОВАЯ ПОЛОСА + МАССИВ, 3-МАССИВ:ЦЕЛИК,

4-МАССИВ:БУТОВАЯ ПОЛОСА, 5-МАССИВ:ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА,

6-МАССИВ:ОРГАНКА (КУСТЫ, КОСТРЫ), 7-ЦЕЛИК:ЦЕЛИК,

8-ЦЕЛИК:БУТОВАЯ ПОЛОСА, 9-БУТОВАЯ ПОЛОСА:БУТОВАЯ

ПОЛОСА, 10-ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА:ЖБТ ИЛИ ЛИТАЯ ПОЛОСА 6

11.РАПОЛОЖЕНИЕ ВЫРАБОТКИ ОТНОСИТЕЛЬНО СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ:

1-ВНЕ ЗОНЫ ВЛИЯНИЯ, 2-ПОД ВЫРАБОТАННЫМ ПРОСТРАНСТВОМ

СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА, 3-НАД ВЫРАБОТАННЫМ ПРОСТРАНСТВОМ

СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА, 4-ПОД КРОМКОЙ УГОЛЬНОГО МАССИВА

5-НАД КРОМКОЙ УГОЛЬНОГО МАССИВА СБЛИЖЕННОГО ПЛАСТА,

6-ПОД ИЛИ НАД ЦЕЛИКОМ УГЛЯ, ОСТАВЛЕННОМ НА СБЛИЖЕН-

НОМ ПЛАСТЕ ........................................... 1

12.ВОЗДЕЙСТВИЕ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ: 1-ВОЗДЕЙСТВИЕ ОТСУТСТВУЕТ

2-ВЫРАБОТКА, ПРИМЫКАЮЩАЯ К ОЧИСТНОМУ ЗАБОЮ, ПОДВЕРГА-

ЕТСЯ ВОЗДЕЙСТВИЮ ВРЕМЕННОГО ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ ЛАВЫ,

3-ВЫРАБОТКА ПОДДЕРЖИВАЕТСЯ НА ГРАНИЦЕ С ВЫРАБОТАННЫМ

ПРОСТРАНСТВОМ ........................................ 3

14.ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, М ................................... 2100.

15.ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТКИ, ГОДЫ ........ 1.28

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ 1 М ВЫРАБОТКИ ЗА ГОД, У.Е. ........ 195.00

СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТКИ В ТЕЧЕНИЕ СРОКА

СЛУЖБЫ, У.Е. ................................... 534159.

Расчет выполнил Ящишен С.А.


САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ. КАФЕДРА РМПС

ЗАТРАТЫ НА ДЕГАЗАЦИЮ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ (ПРОГРАММА cc17)

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ:

1.МОЩНОСТЬ ПЛАСТА, М ................................... 1.50

2.ПЛОТНОСТЬ УГЛЯ В МАССИВЕ, Т/М3 ....................... 1.33

3.ДЛИНА ЛАВЫ, М ........................................ 200.

4.ДЛИНА ВЫЕМОЧНОГО УЧАСТКА, М .......................... 2100.

5.НАПРАВЛЕНИЕ ПОДВИГАНИЯ ЛАВЫ: 1-ПО ПРОСТИРАНИЮ,

2-ПО ВОССТАНИЮ ИЛИ ПАДЕНИЮ ПЛАСТА .................... 1

6.ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ, М ................................ 800.

7.СУТОЧНАЯ ДОБЫЧА УГЛЯ ИЗ ЛАВЫ, Т ...................... 2150.

8.МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ ИЗ ПЛАСТА, М3/Т ...................... 6.20

9.КОЭФФИЦИЕНТ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ПЛАСТА ........... .000

10.МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ ИЗ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ, М3/Т............ 25.90

11.КОЭФФИЦИЕНТ ЭФФЕКТИВНОСТИ ДЕГАЗАЦИИ ПЛАСТОВ-СПУТНИКОВ .600

12.СРЕДНЕЕ РАССТОЯНИЕ МЕЖДУ ДЕГАЗАЦИОННЫМИ СКВАЖИНАМИ, М 23.00

13.ДОЛЯ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ МЕТАНА, ИЗВЛЕКАЕМОГО ПРИ ДЕГАЗАЦИИ .500

14.ПРОМЫШЛЕННЫЕ ЗАПАСЫ ШАХТНОГО ПОЛЯ, МЛН.Т ............. .90

15.ГОДОВАЯ ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ ШАХТЫ, МЛН.Т ....... 1.50

16.ИНДЕКС СПОСОБА ДЕГАЗАЦИИ (1.1, 1.2, 1.3, 1.11, 1.12,

1.22, 1.23, 1.33, 1.4, 1.5, 2.1, 2.11, 3.1, 3.2, 3.3,

3.12, 3.23, 4.1, 4.2, 4.3, 4.12, 4.23, 5.1, 5.2, 5.3,

5.12, 5.23, 6.1, 6.2, 6.3, 6.12, 6.23, 7.1, 7.2, 7.3,

7.12, 7.23, 8.1, 8.2, 8.3, 8.12) ..................... 4.20

СПОСОБ ДЕГАЗАЦИИ:

ФИЗИКОХИМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА

С БУРЕНИЕМ СКВАЖИН НА ГОРИЗОНТ

ВЫХОДНЫЕ ПАРАМЕТРЫ:

КАПИТАЛЬНЫЕ ЗАТРАТЫ НА ДЕГАЗАЦИЮ, ТЫС.У.Е. .......... 73.62

ЭКСПЛУАТАЦИОННЫЕ РАСХОДЫ, ТЫС.У.Е./ГОД .............. 7069.48

ЗАТРАТЫ, ПРИХОДЯЩИЕСЯ НА 1 Т ДОБЫЧИ УГЛЯ, У.Е./Т .... 12.07

НОМЕНКЛАТУРА РАБОТ:

-ПРИОБРЕТЕНИЕ И СПУСК В ШАХТУ БУРОВЫХ СТАНКОВ

-БУРЕНИЕ И ОБСАДКА СКВАЖИН В ШАХТЕ

-ГИДРОРАСЧЛЕНЕНИЕ И НАГНЕТАНИЕ РАБОЧЕЙ ЖИДКОСТИ

-ГИДРОДИНАМИЧЕСКИЕ ИСПЫТАНИЯ

-ПРОЕКТНО-ИЗЫСКАТЕЛЬСКИЕ РАБОТЫ

Расчет выполнил Ящишен С.А.

Результаты расчетов сводим в таблицу 18.8.

Таблица 18.8

Элемент затрат

затраты, тыс. у.е.

Без дегазации

С дегазацией

на проведение

2213,49

1581,50

на поддержание

534,13

368,64

на дегазацию

-

73,62

ИТОГО:

2747,62

2023,76

Из таблицы видно что, что вариант с применением дегазации пласта позволяет снизить затраты связанные с проведением и поддержанием участковых выработок на 30 %.

Список использованной литературы

Нормативные документы.

1. Единые правила безопасности при взрывных работах. М., Недра, 1976 г.

2. Инструкция по безопасному ведению работ на шахтах, разрабатывающих пласты, склонные к горным ударам. Л., ВНИМИ, 1998 г.

3. Инструкция по безопасному ведению работ на пластах, склонных к внезапным выбросам угля, породы и газа. М., Недра, 1989 г.

4. Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. М., МУП СССР, 1986 г.

5. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. М., Недра, 1986 г.

6. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. М., Недра, 1976 г.

7. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. Макеевка-Донбасс, 1989 г.

8. Технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах на период1990-1995 г.г. М., ИГД им. Скочинского, 1989 г.

9. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на шахтах СССР. Л., ВНИМИ, 1986 г.

10. Унифицированные типовые сечения горных выработок. Киев, Будивельник, 1971 г.

Учебная литература.

11. Андрушкевич С.Г., Васильев А.В., Синопальников К.Г. Практикум по расчетам на ЭВМ параметров систем разработки пластов на угольных шахтах. Л., ЛГИ, 1989 г.

12. Андрушкевич С.Г., Васильев А.В. Практикум по расчетам на ЭВМ производительности очистных забоев угольных и сланцевых шахт. Л., ЛГИ, 1988 г.

13. Андрушкевич С.Г., Васильев А.В. Практикум по расчетам на ЭВМ производительности очистных забоев угольных и сланцевых шахт. Учебное пособие. Л., ЛГИ, 1987 г.

14. Бурчаков А.С., Малкин А.С., Устинов М.И. Проектирование шахт. М., Недра, 1985 г.

15. Бурчаков А.С., Жежелевский Ю.А., Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ. М., Недра, 1989 г.

16. Жигалов М.Л., Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ. М., Недра, 1990 г.

17. Сапицкий А.Ф., Дорохов Д.В. Задачник по подземной разработке угольных месторождений: Учебное пособие для вузов – М., Недра, 1981 г.

18. Каретников В.Н., Клейменов В.Б., Нуждихин А.Г. Крепление капитальных и подготовительных выработок: Справочник. – М., Недра, 1989 г.

19. Способы вскрытия, подготовки и системы разработки шахтных полей: Учебник /под ред. Братченко Б.Ф. – М., Недра, 1985 г.

20. Краткий справочник горного инженера угольной шахты /под ред. Бурчакова А.С., Кузюкова Ф.Ф. – М., Недра, 1982 г.

21. Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых: Учебник для вузов /под ред. А.С. Бурчакова. – М., Недра, 1983 г.

Оценить/Добавить комментарий
Имя
Оценка
Комментарии:
Привет студентам) если возникают трудности с любой работой (от реферата и контрольных до диплома), можете обратиться на FAST-REFERAT.RU , я там обычно заказываю, все качественно и в срок) в любом случае попробуйте, за спрос денег не берут)
Olya16:40:11 01 сентября 2019
.
.16:40:10 01 сентября 2019
.
.16:40:09 01 сентября 2019
.
.16:40:08 01 сентября 2019
.
.16:40:08 01 сентября 2019

Смотреть все комментарии (11)
Работы, похожие на Реферат: Характеристика района и месторождения 11

Назад
Меню
Главная
Рефераты
Благодарности
Опрос
Станете ли вы заказывать работу за деньги, если не найдете ее в Интернете?

Да, в любом случае.
Да, но только в случае крайней необходимости.
Возможно, в зависимости от цены.
Нет, напишу его сам.
Нет, забью.



Результаты(258741)
Комментарии (3486)
Copyright © 2005-2020 BestReferat.ru support@bestreferat.ru реклама на сайте

Рейтинг@Mail.ru