|
Наименование и
индекс пласта
|
Влажность,
|
Зольность
|
Выход летучих
веществ,
|
Теплота
сгорания, ккал\кг
|
Содержание
серы, %
|
Марка угля
|
|
к12вс
|
4,8
|
24,4
|
28,5
|
8105
|
0,49
|
1КО
|
|
|
|
|
|
|
кокс
|
|
к12нс
|
4,7
|
15,1
|
27,6
|
8223
|
0,64
|
1КО кокс
|
|
к10
|
3,7
|
22,0
|
29,3
|
8330
|
0,67
|
1КО кокс
|
|
к7
|
3,4
|
18,0
|
27,2
|
8426
|
0,57
|
1КО кокс
|
|
к6
|
3,4
|
19,6
|
23,5
|
8269
|
0,55
|
1КО кокс
|
|
к4
|
3,1
|
22,6
|
28,5
|
8452
|
2,3
|
1К, К Ж
|
|
к3
|
3,7
|
27,2
|
27,8
|
8290
|
0,58
|
1К
|
|
к2
|
3,6
|
30,0
|
27,4
|
8196
|
0,56
|
1К
|
|
к1
|
3,5
|
28,6
|
26,8
|
8340
|
0,55
|
2КО
|
Гидрогеологическая характеристика
На промышленном участке Карагандинского
угленосного района имеют распространение следующие основные типы подземных вод:
а) водоносные комплексы в юрских осадочных
отложениях;
б) водоносные комплексы в каменноугольных
осадочных отложениях.
Гидрогеологические условия участка
являются весьма благоприятными для его промышленного освоения.
Четвертичные делювиальные отложения,
представлены суглинками, супесями и, редко, глинистыми песками, имеют широкое
площадное развитие, но мощность их редко превышает 3 м.
Делювиальные четвертичные отложения на
значительной площади подстилаются плотными вязкими гипсоносными глинами
павлодарской свиты неогена, мощность которых местами достигает 30 м.
Мезозойские отложения распространены
повсеместно в средней и южной частях участка, занимая две трети его площади.
Максимальная мощность их в юго-западной части участка составляет 220 м.
Саранская свита имеет мощность от 5 до 65
м., увеличиваясь в юго-западном направлении. В составе свиты преобладают
конгломераты на глинистом цементе и тонкозернистые глинистые песчаники.
Обводненность этих пород слабая.
На саранской свите согласно залегает
дубовская свита, имеющая мощность до 80 м. и сложенная аргиллитами,
алевролитами, тонко и мелкозернистыми песчаниками с маломощными прослоями
слабосцементированных конгломератов, линзами и пластами бурых углей. Такой
литологический состав свиты определяет её крайне незначительную обводненность,
исключая участки, где буроугольные пласты достигают большей (3-5 м.) мощности.
Кумыскудукская свита на разведанном
участке достигает мощности 80 м. и представлена в основном
слабосцементированными конгломератами на песчано-глинистом цементе, рыхлыми
песчаниками, которые лишь на востоке участка замещаются глинистыми разностями.
Отличительной чертой конгломератов является их рыхлость, вследствие чего они
водоносны.
Воды шахтного водоотлива, благодаря
высокой минерализации (до 20 г./литр) и агрессивных свойств по отношению к
бетону и железу, используются только для целей обогащения углей на
обогатительных фабриках района. Для орошения и питьевых целей эти воды не
пригодны.
Подземные воды угольных пластов
характеризуются весьма различным солевым составом: от пресных до сильно
минерализованных, агрессивных по отношению к бетону и железу. Содержание
отдельных ионов следующие:
хлора от 125 до 15000 г./л.
сульфатов от 40 до 4800 г./л.
гидрокарбонатов от 70 до 1200 мг/л.
при общей жёсткости от 2,8 до 107 мг.
экв/л.
По химическому составу шахтные воды
преимущественно хлоридно-сульфатно-натриевые, обладают повышенной минерализацией
(от 3 до 11,2 г/л.), общей жёсткости до 55,4 мг. экв/л. и агрессивны по
отношению к несульфатостойкими портландцементу и железу. (Средний приток воды
20 м^/час.)
Основной приток воды в шахту происходит из
выработанного пространства смежных шахт.
Фактический водоприток в шахту составил
365 м3/ч., из них 50 м3/ч. по стволам, 315 м^/ч.
по горным выработкам. Ожидаемый приток воды в шахту составит: нормальный - 380
м2/ч., максимальный с учётом возможного прорыва с погашенных
выработок смежных шахт - 580 м2/ч.
Горно-геологические условия.
Горно-геологические условия разработки
пластов сложные. Шахта относится к сверхкатегорным по газу и опасной по пыли.
На шахте производится дегазация пластов вертикальными скважинами с поверхности
и наклонными скважинами с вентиляционного штрека на спутники пластов. Ведение
горных работ затрудняется слабой устойчивостью непосредственной кровли и почвы
угольных пластов, а так же развитой мелко амплитудной нарушенностью. Маломощные
прослои углистых аргиллитов и высокозольных углей, залегающие непосредственно
на угольных пластах, образуют «ложную» кровлю, которая обрушается при выемки
угля и засоряетего. Практикой эксплуатации принято оставление пачки угля в
кровле для поддержания «ложной» кровли. Такая же пачка угля оставляется у почвы
пласта, если она сложена аргиллитами, склонными к пучению.
Управление кровлей - полное обрушение.
Физико - механические свойства пород.
Вмещающие угольные пласты породы карагандинской свиты разнообразны.
Литологический состав пород от крупнозернистых песчаников до тонкоотмученных
пород - алевролитов и аргиллитов. Основную кровлю и почву угольных пластов
слагают, как правило песчаники, которые сменяются алевролитами.
Каменноугольные отложения на всей площади
покрыты мезокайнозойскими образованиями, представленными юрскими осадочными
породами, пестро цветными плотными глинами неогенами и четвертичными
делювиальными песками.
Наибольшей прочностью обладают песчаники,
наименьшей - аргиллиты; переслаивание песчано-глинистых пород и алевролиты
имеют промежуточные значения.
Песчаники по гранулометрическому составу
разделяются на тонко, мелко и среднезернистые. Прочность песчаников находится в
пределах 400-900 кг/см3. Переслаивание песчано-глинистых пород
характеризуется прочностью 400-600 кг/см3.
Алевролиты характеризуются однообразным
минералогическим составом обломочного материала. Прочность алевролитов
колеблется в широких пределах от 300 до 600 кг/см3, реже менее 200
кг/см3 и более 600 кг/ см3.
Непосредственно налегающие на пласты
аргиллиты мощностью до 1 м, как правило, является неустойчивыми, они разбиты
густой сетью трещин эндо- и экзокливажа, насыщены отпечатками флоры по
наслоению, легко расслаиваются на тонкие плиты и прочность их редко превышает
150 кг/см. Остальные аргиллиты непосредственной кровли и почвы являются
плотными, менее трещиноватыми и характеризуются прочностью от 150 до 300 кг/см.
Временное сопротивление растяжению пород
уменьшается от песчаников (40-70 кг/см3) к аргиллитам (13-40 кг/см3).
В таком же порядке изменяются плотности, как действительная, так и кажущаяся,
от песчаников (соответственно 2,75 и 2,5 г/см3) к аргиллитам (2,68 и
2,45 г./см3).
Влажность и пористость пород возрастает от
песчаников (соответственно 1,9-2,6 и 6,5-9%) к аргиллитам (2,6-4,9 и 10-13%).
Легкая размокаемость аргиллитов в почве
угольных пластов обуславливается их склонность к пучению. Величина пучения в
сухих выработках достигает 0,2 м в год. Существенное влияние на интенсивность
пучения оказывает влажность. При наличие водопритоков интенсивность пучения
подошвы выработки возрастает в несколько раз.
Газоностность. По химическому составу газы
угольных пластов принято подразделять на 4 группы:
) азотно-углекислые или
воздушно-химические, где содержание СО2 превышает 20%;
) азотные или воздушные, содержание более
80%;
) азотно-метановые или
воздушнометаморфические, содержание метана менее 80%;
) метановые или метаноморфические,
содержащие более 80% метана.
Для большей части Карагандинского бассейна
характерно наличие всех 4 зон.
Максимальная газоностность по группе пластов
к12 - к6 достигает 20 м3/т, к4-к1-15-20
м3/т. Газоностность вмещающих пород и породных прослоев имеет
значение газоностности равные 2-3 м3/т.
Выбросоопасность угольных пластов. Пласт к12,
следует относить к опасным по выбросам с глубины 400-420 м от поверхности.
Пласт к7 - относится с глубины 600-650 м от поверхности к угрожающим
по выбросам. Пласты к3, к6, к13, к14
и к18 - относятся к неопасным до глубины 500-550 м от поверхности.
Пласты к1, к2, к3 и к10 на глубине
600-800 м относятся к угрожающим по выбросам.
Склонность углей к самовозгоранию
определяется по содержанию фюзенита и подразделяются на 3 группы:
I группа - склонные к
самовозгоранию при Р>23%
II группа - малосклонные к
самовозгоранию при 15<Р<23%
III группа - несклонные к
самовозгоранию при Р<15%
Пласты к2, к7, к10,
к12, к13, к14, к18 относятся к I группе; к4, к6
- ко II группе; к1 и к3 - к III группе.
Пожароопасность углей. Пожароопасность
угольных пластов в пределах поля шахты зависит не только от их склонности к
самовозгоранию, но от ряда других факторов и, в первую очередь, от мощности
пласта и потерь угля, которые остаются в завале.
Пласт к1 - малоопасный.
Пласты к2, к7, к10,
к13, к14, к18 - среднеопасные.
Пласт к12 - опасный.
Степень взрывчатости угольной пыли. Пласты
к1, к2, к10, к13, к14
относятся к маловзрывчатым и имеют норму осланцевания до 50%, пласт К12
относится к взрывчатой категории и имеет норму до 60%.
Температурный режим. При работе
действующих шахт в Карагандинском бассейне температура шахтной атмосферы и
горных пород, не создавала затруднений для эксплуатации. Температура горных
пород у нижней технической границы составит 17,9 - 19о С.
Силикозоопасность. Все вмещающие породы
Карагандинской свиты следует отнести к силикозоопасным.
Низкая устойчивость пород кровли и почвы
угольных пластов, газоносности, выбросоопасность, Пожароопасность,
самовозгораемость угля, Силикозоопасность пород, повышенные водопритоки в
совокупности предопределяют сложные горно-геологические условия отработки
угольных пластов.
1.3 Границы и запасы угля
шахтного поля
Утвержденными техническими границами поля
шахты им. Костенко являются:
на северо-западе и западе - по пластам к12,
к10 - горные работы бывшей шахты Збис, 3, 26 по горизонту
+ 220 м; по пласту к7- с отметкой + 203,2 м; по пласту к6
- с отметкой + 172,0 м; по к4 - с отметкой + 140,5 м; по пластам к3,
к2, к1 - с отметкой от + 144,5 до + 100 м. Граница
является общей с полями действующих шахт им. Горбачёва, Кировская и полями
ликвидированной шахты «Северная».
на северо-востоке граница общая с полем
ликвидированной шахты «Майкудукская».
на юге и юго-востоке - по пластам к12,
к10 - сброс 67, сброс 2, изогипса + 50 м. Граница общая с полями и
б. ш. «Стахановская» и «Карагандинская»
на юго-западе - граница общая с полем
шахты им. Горбачева (пласты к4 - к1) и шахтой №1 ТОО
«Арман» по пластам к12, к10, к7.
Размеры собственного поля шахты им.
Костенко составляет: по простиранию - 5000 - 5900 м по падению - 1300 - 2000 м.
В пределах указанных границ запасы угля по
степени разведанности занесены в таблицу 1.3 и составляют 318.2 млн. т
Таблица 1.3. Балансовые запасы по пластам
|
Индекс пласта
|
Запасы по
категориям разведанности млн. т
|
Балансов,
запасы, млн. т
|
|
А
|
В
|
А+В
|
С1
|
|
|
к12
|
42,751
|
30,869
|
73,62
|
12,64
|
86,26
|
|
к10
|
14,004
|
12,252
|
26,256
|
21,716
|
47,972
|
|
к7
|
5,322
|
6,781
|
12,103
|
8,347
|
20,45
|
|
к6
|
2,001
|
4,643
|
6,644
|
5,867
|
12,511
|
|
к4
|
4,058
|
4,447
|
8,505
|
8,805
|
17,31
|
|
к3
|
10,23
|
11,061
|
21,29
|
16,929
|
38,22
|
|
к2
|
9,281
|
13,073
|
22,354
|
23,356
|
45,71
|
|
к1
|
8,938
|
15,881
|
24,819
|
24,981
|
49,8
|
|
ИТОГО
|
|
|
|
|
318,2
|
2. Мощность шахты и режим
работы
.1 Общие сведения
Таблица 1. Основные данные по шахте им. «Костенко»
|
Наименование
показателей
|
Показатели
|
|
Категория шахты
по газу
|
опасная по
внезапным выбросам
|
|
Метанообильность:
|
|
|
абсолютная м3/мин
|
64,15
|
|
относительная м3/т
|
22,27
|
|
Разрабатываемые
пласты
|
к12;
к10, к7
|
|
Общая мощность
пласта, м.
|
к12
- 6,6
|
|
Вынимаемая
мощность, м
|
4,4
|
|
Списочная
численность рабочих по лаве, чел.
|
162
|
|
Общая
протяжённость горных выработок, км.
|
53,863
|
|
Общая
водообильность, м3/ч
|
475
|
|
Максимальная
глубина
|
700
|
|
Граница
выбросоопасности
|
к12-300
|
|
Склонность
шахтопластов к самовозгоранию
|
склонен
|
Принимается А год = 1800000 тонн в год. Срок
службы шахты определим по формуле:
(2.1)
где 
- промышленные запасы шахты - 79310000
тонн.
Принимается 6 лет на освоение и затухание работ шахты, тогда срок
службы шахты составит
+ 6 = 50 лет.
В соответствии с действующими нормативами и законодательными
актами принят следующий режим работы шахты: число рабочих дней в году 300;
число рабочих дней в неделю 5, с одним общим выходным и одним выходным по
скользящему графику; количество рабочих смен:
в очистных забоях: 3 добычных и 1 ремонтно-подготовительная;
в подготовительных забоях: 3 по проходке и 1
ремонтно-подготовительная;
на поверхности 3 смены;
продолжительность смен для рабочих:
подземных 6 ч;
поверхностных 8 ч.
При составлении календарного плана разработки пластов должны
соблюдаться следующие основные требования:
исключена подборка пластов и горных выработок;
количество одновременно работающих очистных и подготовительных
забоев должно быть более или менее стабильно;
минимальное количество одновременно разрабатываемых пластов и
горизонтов.
3. Вскрытие и подготовка шахтного поля
3.1 Характеристика схем вскрытия
На выбор схемы вскрытия влияет большое число факторов,
которые можно разделить на две группы: горно - геологические и горно-технические.
Основные горно-геологические факторы: число вскрываемых пластов, угол падения
пластов, свойства боковых пород, расстояние между пластами, мощность наносов,
нарушенность месторождения, глубина разработки, газоносность пластов, рельеф
местности. Основные горно-технические факторы: производственная мощность шахты,
размер шахтного поля, срок службы шахты, уровень развития горнодобывающей
техники.
Принятый способ вскрытия шахтного поля вертикальными стволами
и этажными квершлагами обуславливает этажный способ подготовки шахтного поля.
Настоящий проект предусматривает вскрытие и подготовку
шахтного поля по пласту к12.
Первый вариант - подготовка погоризонтными выработками с
отработкой длинными столбами по падению.
Второй вариант - подготовка бремсбергами с отработкой
длинными столбами по простиранию.
3.2 Выбор рационального способа вскрытия и
подготовки
Экономическое сравнение вариантов производится по
эксплуатационным затратам.
Затраты на проведение подготовительных горных
выработок.
Определяется количество выемочных полей в крыле шахты:
Для I варианта
(3.1)
где Lп - ширина подготовительной выработки, м; Lо з - длина очистного забоя,
Lо з=200 м; S - длина крыла шахты, Lк=2500 м.
Для II варианта
(3.2)
Подсчет суммарных затрат на проведение выработок по вариантам
Сстоим=R1м х L, тнг
Таблица 3.1. 1 вариант (проведение подготовительных горных
выработок)
|
Наименование
выработок
|
S
|
R1м тыс. тнг
|
L, м
|
N
|
С тыс. тнг
|
|
1. Восточный
вент. штрек к12
|
17,6
|
63.5
|
2600
|
1
|
165100
|
|
2. 2 восточный
вент. штрек к12
|
14,4
|
61.5
|
2600
|
1
|
159900
|
|
3. Восточный
вент. уклон к12
|
17,6
|
63.5
|
1400
|
1
|
88900
|
|
4. Участковые
бремсберги
|
12,8
|
56.5
|
1300
|
11
|
807950
|
|
ВСЕГО
|
|
|
|
|
1221850
|
Таблица 3.2. Второй вариант
|
Наименование
выработок
|
S
|
R1м тыс. тнг
|
L, м
|
N
|
С тыс. тнг
|
|
1. Западный
вент. бремс к12
|
17,6
|
63.5
|
1200
|
1
|
76200
|
|
2. Западный
конв. бремс к12
|
17,6
|
63.5
|
1100
|
1
|
69850
|
|
3. Восточный
вент. бремс к12
|
17,6
|
63.5
|
1400
|
1
|
88900
|
|
4. Участковые
штрека
|
12,8
|
56.5
|
2800
|
6
|
949200
|
|
ВСЕГО
|
|
|
|
|
1184150
|
Затраты на поддержание горных выработок.
Определение стоимости поддержания 1 м горных выработок в год
производится по формуле:
R = Z' · S· Rm
· Rох · Rуст (3.3)
где Z' - стоимость поддержания 1 м выработки в год; Rm - коэффициент,
учитывающий вынимаемую мощность пласта (для выработок в массиве Rm=1, для выработок вблизи
выработанного пространства Rm =0,425 (1,35+mвыр)=1,98); Rох - коэффициент,
учитывающий способ охраны выработок и влияние очистных работ; Rн - коэффициент, учитывающий
глубину расположения выработки (Rн=0,0035 (Н=675), Rуст - коэффициент,
учитывающий устойчивость боковых пород.
Подсчет суммарных затрат по поддержанию по вариантам:
Таблица 3.4. 1 вариант
|
Наименование
выработок
|
R
|
Lср
|
Т, лет
|
N
|
С
|
|
1. Главный
полевой транспортный штрек
|
49530
|
2800
|
21
|
1
|
455700
|
|
2. Главный
полевой вентиляционный
|
47970
|
2800
|
21
|
1
|
260484
|
|
3. Пластовые
штреки
|
26670
|
2800
|
21
|
1
|
401604
|
|
4. Участковый
конвейерный бремсберг
|
22035
|
1000
|
1,1
|
1
|
10962
|
|
5. Участковый
вентиляционный бремсберг
|
2461
|
1000
|
1,1
|
1
|
92071
|
Суммарные затраты по поддержанию по 1
варианту составляют 1210221 тнг.
, лет (время поддержания) (9.4)
для бремсбергов = 1,11 года
для штреков Т=1,10х21=23,31.
Таблица 3.5. 2 вариант
|
Наименование
выработок
|
R
|
Lср
|
Т, лет
|
N
|
С
|
|
1. Главный полевой
транспортный штрек
|
22860
|
2,80
|
23,31
|
1
|
505827
|
|
2. Главный
полевой вентиляционный
|
20955
|
2800
|
23,31
|
1
|
289137,24
|
|
3. Участковый
конвейерный бремсберг
|
26430
|
1500
|
1,11
|
1
|
15684,3
|
|
4. Участковый
вентиля-ционный бремсберг
|
2190
|
1000
|
1,11
|
1
|
124231,2
|
|
|
|
|
|
|
|
5. Бремсберг,
поддер-живаемый за лавой
|
3050
|
1000
|
1,11
|
1
|
141932,4
|
|
6. Пластовые
штреки
|
2680
|
2800
|
23,31
|
1
|
445780,4
|
Суммарные затраты по поддержанию по 2 варианту составляют
1525592,8 - для бремсбергов = 1,10 года.
для штреков Т=1,1х22=24,2 года.
Затраты на ремонт капитальных горных выработок.
На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется
2,2% от первоначальной их стоимости. Затраты на ремонт капитальных горных
выработок приведены в таблице 3.6. Затраты на транспорт и подъем угля - таблица
3.7.
Затраты на реновацию капиталовложений:
Первый вариант
,59+3832,3=14795,89 тыс. тнг;
Второй вариант
,05+3954,7=16180,75 тыс. тнг;
Затраты на водоотлив.
Так как коэффициент водообильности W<1 (0,69<1), то затраты на
водоотлив не учитываются.
Суммарные затраты по вариантам (таблица 3.8).
Таблица
3.6. Суммарные затраты по вариантам
|
Наименование
выработок
|
Первонач.
стоимость, тыс. тнг
|
Срок службы,
лет
|
Отчисления на
ремонт. тнг/год
|
Общие затраты
на ремонт, тыс. тнг
|
|
Первый вариант
|
|
Скиповой ствол
|
3755,06
|
51
|
82611,32
|
4213,2
|
|
Клетевой ствол
|
4599,76
|
51
|
101194,72
|
5160,9
|
|
Породный ствол
|
2608,77
|
51
|
57392,94
|
2927,0
|
|
Конвейерный
уклон пласта к10
|
249,2
|
25,5
|
5482,4
|
139,8
|
|
Рельсовые
полевые уклоны
|
684,9
|
25,5
|
15067,8
|
384,2
|
|
Людские полевые
ходки
|
683,3
|
25,5
|
15032,6
|
383,3
|
|
капитальный
квершлаг горизонта -100 м
|
2214,9
|
25,5
|
48727,8
|
1242,6
|
|
Итого первый
вариант
|
14451
|
|
Второй вариант
|
|
Скиповой ствол
|
4193,34
|
51
|
92253,48
|
2352,5
|
|
Клетевой ствол
|
5095,22
|
51
|
112094,84
|
2858,4
|
|
Породный ствол
|
2937,49
|
51
|
64624,78
|
1647,9
|
|
Углубка стволов:
|
|
|
|
|
|
скипового
|
209,4
|
25,5
|
4606,8
|
117,5
|
|
клетевого
|
265,9
|
25,5
|
5849,8
|
149,2
|
|
породного
|
148,8
|
25,5
|
3273,6
|
83,5
|
|
капитальный
квершлаг горизонта -100 м
|
2283,7
|
25,5
|
50241,4
|
1281,2
|
|
Околоствольный
двор -100
|
1046,9
|
25,5
|
23031,8
|
587,3
|
|
Итого второго
варианта
|
15936,3
|
Таблица
3.7
|
Наименование
выработок
|
Длина
транспорт., км
|
Объем
транспорта, млн. т
|
Стоимость
транспорта тнг/т
|
Общие затраты,
тыс. тнг
|
|
Первый вариант
|
|
|
|
|
|
Конвейерный
уклон к10
|
1,0
|
86,16
|
0,0424
|
3653,2
|
|
Скиповой ствол
|
0,450
|
86,16
|
0,3878
|
33412,8
|
|
Итого первый
вариант
|
37066
|
|
Второй вариант
|
|
Скиповой ствол
|
0,572
|
86,16
|
0,4488
|
38668,6
|
|
Итого второй
вариант
|
38668,6
|
Таблица 3.8. Затраты по вариантам
|
Статьи затрат
|
Варианты
|
|
первый
|
второй
|
|
Капитальные
затраты:
|
|
|
|
первоначальные
|
10963,59
|
12226,05
|
|
будущих лет
|
3954,7
|
|
Итого
капитальные затраты, тыс. тнг
|
14795,89
|
16180,75
|
|
%
|
91,4
|
100,0
|
|
Эксплуатационные
расходы на:
|
|
|
|
проведение
подготовительных выработок
|
-
|
-
|
|
поддержание
подготовительных выработок
|
-
|
-
|
|
ремонт
капитальных выработок
|
14451
|
15936,3
|
|
транспорт и
подъем угля
|
37066
|
38668,6
|
|
реновацию
капиталовложений
|
14795,89
|
16180,75
|
|
водоотлив
|
-
|
-
|
|
Итого
эксплуатационные расходы, тыс. тнг
|
65312,89
|
70785,65
|
|
%
|
85,0
|
100
|
Анализ данных таблицы 3.8 показывает, что рассматриваемые
варианты различаются на 15%. Второй вариант принимается как рациональный.
3.3 Подготовка шахтного поля
На выбор способа подготовки шахтных полей оказывают влияние
горно-геологические и горно-механические факторы. Из горно-геологических
факторов наибольшее влияние имеет угол падения пласта, нарушенность
месторождения, газоносность и водообильность пластов, а из горно-механических
факторов: размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания, скорость
проведения подготовительных выработок и заданный объем добычи.
Для горно-геологических и горно-технических факторов поле
проектируемой шахты наиболее приемлемой является этажная схема подготовки.
4. Система разработки и средства комплексной механизации и
организация очистных работ
.1 Выбор средств
механизации очистных работ
геологический месторождение шахта
От соответствия выбранного типа
оборудования условиям эксплуатации с учетом происходящих изменений в горном
массиве при отработки выемочного поля зависят безопасность и комфортность
условий труда работающих, технико-экономические показатели работы очистного
забоя, надежность и долговечность оборудования.
Выбор механизированной крепи
Выбор механизированной крепи необходимо
начинать с установления соответствия рационального типа со следующими
параметрами: мощности, углу падения пласта и характеристики боковых пород.
Необходимо, чтобы соблюдались следующие
условия:
mкр(min) £ mz £ mкр(max)
(4.1)
az £ aкр;
Ркz< Рккр;
Ркz=22 кгс/см2;
Рпz> Рпкр;
Рпz=28 кгс/см2;
где: m(max), m(min) -
соответственно минимальная и максимальная конструктивная высота
механизированной крепи, м;z - заданная мощность пласта, м;
az,
aкр_ - соответственно заданный угол падения пласта и область
применения угла падения механизированной крепи, град.
Ркz, Рккр - несущая
способность механизированной крепи не меньше величины горного давления.
Рпz, Рпкр -
прочность почвы не меньше удельного давления крепи на почву пласта.
Таблица 4.1. Параметры механизированных
крепей
|
Тип крепи
|
Раздвижность
крепи
|
Угол падения
пласта
|
Сопротивляемость
вдавливанию
|
|
m (min)
|
m (max)
|
a
|
Pкров.
|
Рпоч.
|
|
Глиник24/53
(Польша)
|
2,4
|
5,3
|
10/30
|
1120
|
200
|
|
ДБТ 22/51
(Германия)
|
2,2
|
5,17
|
30
|
1000
|
250
|
|
МЕ 28/52
(Россия)
|
2,8
|
5,2
|
35/10
|
825
|
250
|
Обеспечение совпадения средних диапазонов
(d1),
возможных
расчетных и фактических высот крепи
d1= 
, (4.2)
где Нср=
(4.3)
Нср1=4,05;
d11=0,18
Нср2=4,5;
d12=0,17
Нср3=4,3
d13=0,2
Обеспечение максимальной раздвижности
стоек механизированной крепи (d2)
d2=
(4.4)
d21=1,2;
d22=1,35;
d23=0,9
Обеспечение минимального отклонения от
заданной нагрузочной
способности крепи(d3)
d3=
(4.5)
d31=2,9;
d32=3;
d33=2,3
Обеспечение максимального отклонения от
заданной несущей
способности почвы (d4)
d(4)=
(4.6)
d41=0,16;
d42=0,16;
d43=0,16
Таблица 4.2. Техническое обеспечение
|
Обеспечение
|
Глиник 24/53
(Польша)
|
ДБТ 22/51
(Германия)
|
МЕ 28/52
(Россия)
|
|
максимальный
коэффициент затяжки кровли, доли единиц
|
0,90
|
0,93
|
0,92
|
|
максимальное
сечение для прохода воздуха, м2
|
6,7
|
6,7
|
6,7
|
|
минимальная
масса на один метр, т
|
20
|
31,9
|
11,2
|
|
обеспечение
активного подпора при передвижке
|
Актив.
|
Актив.
|
Актив.
|
|
минимальная
трудоемкость передвижки крепи, чел. Мин/мин
|
0,7
|
0,9
|
1,2
|
Таблица 4.3. Выбор механизированной крепи
|
Тип крепи
|
ДБТ 22/51
(Германия)
|
Глиник 24/53
(Польша)
|
МЕ 28/52
(Россия)
|
|
d1
|
0,17
|
0,18
|
0,2
|
|
d2
|
1,35
|
1,2
|
0,9
|
|
d3
|
3
|
2,9
|
2,3
|
|
d4
|
0,16
|
0,16
|
0,16
|
|
Sd
|
4,68
|
4,44
|
3,56
|
На основании полученных результатов выбирается крепь Глиник
24/53 (Польша), которая удовлетворяет все горно-геологические и
горнотехнические характеристики выемочного участка пласта, являясь при этом
наиболее современной и имеющей наиболее высокие технические показатели
Краткая техническая характеристика.
Таблица 4.4. Механизированной крепи «Глиник 24/53 (Польша)»
|
№ п/п
|
Наименование
показателей
|
Значение
|
|
1
|
Вынимаемая
мощность пласта, м
|
2,4-5,3
|
|
2.
|
Удельное
давление крепи на почву,
|
200
|
|
3.
|
Сопротивление
крепи,
|
1120
|
|
4.
|
Среднее сечение
в свету, м2
|
6,7
|
|
5.
|
Шаг установки
секции, м
|
1,5
|
|
6.
|
Масса секции, т
|
Н.Д.
|
|
7.
|
Трудоемкость
передвижки секции, чел.-мин/м
|
0,7
|
|
8.
|
Среднее
давление на почву, МПа
|
1,8
|
|
9.
|
Габариты крепи,
м - Ширина - Длина
|
1,5 7,5
|
Выбор очистного комбайна
При выборе типа выемочной машины
необходимо чтобы соблюдались следующие условия:
mк(min) £ mz £ mк(max); (4.7)
aк £ az;
где: m(max), m(min) - соответственно
минимальная и максимальная вынимаемая мощность комбайна, м;z -
заданная мощность пласта, м;
az, aкр - соответственно заданный
угол падения пласта и область применения угла падения очистного комбайна, град.
К данным условиям подходят следующие типы
выемочных машин
Таблица 4.5. Параметры очистных комбайнов
|
Тип комбайна
|
Вынимаемая
мощность
|
Угол падения
|
|
m(min)
|
m(max)
|
a
|
|
SL-500
|
2,0
|
6,3
|
|
|
К 800 «Кузбасс»
|
2,2
|
5,1
|
|
|
К 900 «Кузбасс»
|
3,2
|
6,0
|
|
По углу падения данные очистные комбайны
удовлетворяют условиям α=12о
Обеспечение совпадения середины диапазонов
требуемой и вынимаемой мощности (d1)
d1=
, (4.8)
где mср=
, м (4.9)
mср1=3,65 м;
d11= 0,14;
mcp2=3,
9
м;
d12= 0, 14
mcp3=4,6 м
d13=0, 17
Обеспечение максимальной раздвижности шнеков очистного комбайна (d2).
d2=
(4.10)
d21=1,65;
d22=1,45;
d23=1
Таблица 4.6. Техническое обеспечение
|
Техническое
обеспечение
|
SL-500
|
К 800 «Кузбасс»
|
К 900 «Кузбасс»
|
|
максимальная
энерговооружонность комбайна, квт
|
880
|
720
|
680-880
|
|
максимальная
скорость подачи, м/мин.
|
18
|
8
|
3 ()
|
|
максимальное
тяговое усилие, кН.
|
555
|
700
|
650
|
Таблица 4.7. Выбор очистного комбайна
|
Тип комбайна
|
SL-500
|
КСП
|
К 900 «Кузбасс»
|
|
d1
|
0,14
|
0,14
|
0,17
|
|
d2
|
1,65
|
1,45
|
1
|
|
Sd
|
1
|
1
|
0,81
|
На основании полученных результатов выбирается комбайн SL-500, который удовлетворяет все горнотехнические и горно-геологические
характеристики выемочного участка пласта.
Таблица 4.8. Краткая характеристика комбайна «SL - 500
|
№ п/п
|
Наименование
показателя
|
Значение
|
|
1.
|
Номинальная
ширина исполнительного органа, мм
|
630
|
|
2.
|
Вынимаемая
мощность пласта, м
|
4.6
|
|
3.
|
Максимальный
угол падения пласта, град.
|
14-16
|
|
4.
|
Максимальная
рабочая скорость подачи
|
17.7
|
|
5.
|
Суммарная
номинальная скорость првода комбайна, кВт, не менее:
|
843
|
|
6.
|
Производительность,
т/мин, не менее:
|
|
|
7.
|
Масса комбайна,
кг
|
~ 70000
|
Расчетная схема к определению несущей
способности крепи.
В - поддерживающая длина козырька крепи;
а - угол между линией очистного забоя и
основным направлением трещеноватости пород, град;- ширина захвата
исполнительного органа комбайна, м;- мощность пласта, м;н - мощность
непосредственной кровли, м;о - длина консоли, м; Lн - ширина консоли
до забоя, м;
Наиболее сложными условиями взаимодействия
секций крепи с кровлей являются те, когда крепь удерживает блок пород непосредственной
кровли с зависающей консолью. Размер консоли (шага обрушения) блока
определяется по формуле:
L0=
, м (4.11)
где: hn - мощность непосредственной кровли, м;
sкр -
предел сопротивления пород кровли изгибу, Мпа;
gср -
средняя плотность пород непосредственной кровли, т/м3.
, м
Полный размер блока пород определяется по
формуле:
L=b+r+L0, м (4.12)
L=6.03, м
Окончательно формула для определения
нагрузки на ряд стойки (реакции стоек) механизированной крепи представляют
следующий вид:
на ряд:
R1=
, мН (4.13)
где, a - шаг установки секций крепи, м;
Рr - первоначальный распор, мН;
q - давление 1 м блока непосредственной кровли, Мпа;- расстояние между стойками
механизированной крепи, м;
Ln - ширина призабойного пространства с учетом вынутой
полосы угля, м;
Ln=b + r, м=gср*hn*
, МПа; (4.14)
При данных условиях:
Q=0,175
R1=
, мН
Максимальная нагрузка на одну стойку (при
отсутствии второй или выходе одной из стоек из строя) составит:
Rmax=
, мН (4.15)
, мН
Крепь имеет один ряд стоек, поэтому
рассчитываем максимальную нагрузку на одну стойку.
q=1,44*1,5*=0,175МПа;
Ln=1,8 + 0,63=2.43 м;
Rmax=
мН.
Расчётное значение нагрузки на одну стойку при использовании механизированной
крепи составляет 1,1 мН. Максимальное значение прочности крепи с учетом
величины горного давления равным Ркz=22 кгс/см2 составляет
1,2 мН, что сопоставимо с расчётными значениями и безопасностью эксплуатации
крепи.
Расчет оптимальной длины лавы
Длина лавы является главным технологическим параметром для
выемочного участка. Длина лавы определяется заранее, так как ее величина влияет
на время технологического цикла в очистном забое и тем самым определяет
количество добываемого угля из лавы. С другой стороны этот параметр определяет
число подготавливаемых столбов во всем шахтном поле и этим влияет на выбор
способа продолжительности подготовки всего поля.
С учетом выбранного способа механизации очистных работ длина лавы
по организационному фактору определяется из выражения:
Lорг=
, м (4.16)
tнз - время на подготовительно-заключительные операции (30 мин);ко - время концевых
операций, (15 мин);ц
- число технологических циклов выемки, циклов;
Кн - коэффициент готовности комбайна (0,9-0,96);
ålн - суммарная длина ниш, м;р - техническая
скорость подачи комбайна, м/мин;м - скорость подачи при работе
комбайна по зачистки лавы, м/мин;в - удельные затраты времени на
вспомогательные операции, (0,2 м/мин);з - время на замену одного зубка (0,8), мин;-
расход зубков на 1 м3
отбитого угля (0,05), шт./м3;-
площадь торца вынимаемой полосы, F= r*m, м2;- вынимаемая мощность пласта, м;- ширина захвата
исполнительного органа комбайна, м.орг=
Длина лавы, рассчитанная по организационному фактору, проверяется
по условиям проветривания. Допустимая длина лавы по условиям вентиляции
определяется по формуле, учитывающей неравномерность выделения метана и утечки
воздуха через выработанное пространство:
Lгаз=
, м (4.17)
где: S -
проходное сечение для струи воздуха по призабойному пространству (принимается
по технической характеристики механизированной крепи), м2;max
- максимальная скорость движения воздуха по лаве (4 м/сек);- допустимая по правилам
безопасности концентрация метана в исходящей струе воздуха (1%);- коэффициент,
учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству за крепью
выработки (1,2-1,4);л - метановыделение из лавы в исходящую струю воздуха, м3/т;
Кн - коэффициент
характеризующий естественную дегазацию источников выделения метана в период
отсутствия добычных работ (0,7-0,8);
g - плотность угля, т/м3.
Lгаз=
,
Таблица 4.9. Определение рациональной
длины лавы
|
nц
|
6
|
7
|
8
|
9
|
10
|
11
|
12
|
13
|
14
|
|
Lорг
|
185
|
145
|
127
|
107
|
100
|
96
|
87
|
80
|
75
|
176
|
140
|
120
|
103
|
96
|
91
|
85
|
72
|
40
|
|
Lрас.
|
176
|
140
|
120
|
103
|
96
|
91
|
85
|
72
|
40
|
Оптимальная длина лавы должна быть рассчитана в строгом
соответствии с правилами безопасности и вентиляционным режимом шахты,
следовательно, принимается длина лавы равная 176 метрам.
Определение длины выемочного поля.
, м (4.18)
где К1, К2, К3, К4 -
соответственно затраты на проведение главных штреков, разрезных печей,
пластовых штреков монтажа и демонтажа; 
- суммарная стоимость поддержания промежуточных штреков в период
проведения; Vо.з. - скорость подвигания очистного забоя; Vп.ш. - скорость проведения этажных штреков; hэ - наклонная высота этажа; qп.ш. -
количество подэтажей в выемочном поле; qэ.ш. -
стоимость транспортировки угля в выемочном поле; n - стоимость транспортировки угля по штреку; р-производительность
пласта; с - коэффициент извлечения угля в лаве
м
4.4 Выбор системы
разработки
геологический месторождение шахта
В качестве основного классификационного признака принят
признак разделения пласта по мощности на слои. В соответствии с этим признаком
система разработки разделяется на два вида - без разделения на слои и с
разделением на слои.
Рассматриваемый в проекте пласт к12 имеет полезную
мощность 4,4 м. Современные средства механизации очистных работ позволяют
разрабатывать пласты такой мощности на полную их мощность.
Основной признак дополняется рядом других, которые
характеризуют варианты систем разработки.
По первому дополнительному признаку системы разработки
разделяют на группы: с длинными очистными забоями; с короткими забоями.
Группа систем разработки с короткими забоями несет ряд
существенных недостатков, связанных с высокими потерями угля, высокой
пожароопасностью и затруднительными условиями проветривания. Применяемая во
внимание мощность пласта, его опасность к самовозгоранию выбирается система с
длинными очистными забоями.
По второму признак - порядку проведения подготовительных
выработок в выемочном поле по отношению к подвижной плоскости очистного забоя
различают сплошную, столбовую и комбинированную системы разработки.
Трудоемкость поддержания выработки за лавой при сплошной
системе, большие утечки воздуха через выработанное пространство: возможность
частичной дегазации пласта при столбовой системе разработки, широкое
распространение столбовых систем в Карагандинском угольном бассейне
предопределяет выбор столбовой системы разработки.
По третьему признаку - направление перемещения в пространстве
очистного забоя в выемочном поле по отношению к элементам залегания пласта
различают системы разработки с подвиганием очистных забоев по простиранию,
падению, восстанию, в крест простирания и диагонально.
Выемка угля в крест простирания и диагонально применяются
сравнительно редко, а по восстанию (падению) оказываются более эффективными в
сравнении с системами разработки длинными столбами по простиранию, прежде всего
на пластах с углами падения до 100.
Учитывая все это, выбирается система разработки по
простиранию.
При выбранном этажном способе подготовки шахтного поля
наиболее целесообразно система разработки длинными столбами по простиранию.
Выбранная система разработки может различаться по способу разработки
длинных столбов к способу охраны выемочных выработок.
В настоящее время широко применяются системы разработки с
бесцеликовой технологической схемой.
Бесцеликовая выемка угольных пластов обеспечивает:
снижение эксплуатационных потерь угля в недрах с 25 - 26 до
4,2%
уменьшение объемов проводимых (с 14,0 до 7,3 м на 1000 т
добычи), поддерживаемых (с 62 до 47,5 м на 1000 т добычи) горных выработок и
затрат на поддержание горных выработок с 21 (50) до 6 - 19 тг/м;
дегазацию смежного выемочного столба, чем в значительной
степени снижает ограничение на очистной забой по газовому фактору;
разгрузку от горного давления угольного массива смежного
выемоч-ного столба;
ввиду отсутствия целиков угля в выработанном пространстве
умень-шается вероятность самовозгорания угля;
уменьшаются или исключаются зоны повышенного горного давления
на нижележащих пластах;
безопасное ведение горных работ на глубоких горизонтах.
Бесцеликовые технологические схемы по способу охраны
выработок от влияния очистных работ делятся на две группы: поддержание части
выработок за лавой с повторным их использованием; с проведением выработок в
присечку к выработанному пространству.
К рассмотрению принимаются следующие системы разработки:
длинными столбами по простиранию с проведением выработок в присечку к
выработанному пространству и длинными столбами по простиранию с поддержанием
части выработок за лавой с повторным их использованием.
Технико-экономическое сравнение вариантов
систем разработки
Расчет затрат на проведение выработок
Затраты на проведение выработок рассчитываются по формуле:
Кн1 = Р {Кн1 [(к1-Кn2 ∙ l)∙S+K2]+
Knз}, тг/м (4.19)
Результаты расчетов сведены в таблицу 4.10.
Таблица
4.10. Полная стоимость затрат на проведение выработок
|
Название
выработок
|
Sсв, м.кв
|
стоим. провед.
1 м
|
длина, м
|
количество
|
общие затраты
|
|
I вариант
|
|
вент. штрек
|
17.6
|
115200
|
1600
|
10
|
28250000
|
|
монтажная
камера транспорт. Штрек людской ходок
|
14 14.4 12.8
|
201400 194300 189000
|
150 1500 1500
|
1 10 1
|
|
|
ИТОГО
|
409668200
|
|
II вариант
|
|
вентиляционный
штрек транспортный штрек транспортный бремсберг монтажная камера людской
ходок
|
12.8 12.8 14.4 14.0 12.8
|
115200 132700 194300
201400 18900
|
1600 1600 1500
150 1500
|
10 10 1 1 1
|
194320000 212320000 29148000 2618200 28250000
|
|
ИТОГО
|
|
|
|
|
466656200
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Подсчет стоимости поддержания 1 м выработок
Стоимость поддержания выработок в обоих вариантах находим по
формуле
= r ∙ Scв ∙ Кн ∙ Кох ∙Ку ∙ Км
(4.20)
Результаты расчетов стоимости поддержания выработок сведены в
таблицах 4.10 и 4.12.
Таблица
4.11. Расчет затрат на поддержание выработок
|
Наименование
выработок
|
Sсв
|
ч, тг/м
|
Км
|
Кох
|
Ку
|
Кn
|
R
|
|
I вариант
|
|
конвейерный
транспорт. штрек за лавой транспортный бремсберг людской ходок
вспомогательный бремсберг
|
12.8 14.4 12.8 12.8
|
1.39 1.39 1.39
1.39
|
1 1 1 1
|
0.5 0.5 0.5
0.5
|
1 1 1 1
|
1.59 1.59 1.59
1.59
|
71.1 1.28
14.14 12.8
|
|
II вариант
|
|
транспортный
бремсберг людской ходок вспомогат. бремсберг транспортный штрек вент. штрек
|
14.4 12.8 12.8 12.8 12.8
|
1.39 1.39 1.39
1.39 1.39
|
1 1 1 1 1
|
0.5 0.5 0.5 0.5
0.5
|
1 1 1 1 1
|
1.59 1.59 1.59
1.59 1.59
|
12.8 14.14 12.8
10.2 10.2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Таблица 4.12. Полная стоимость затрат на поддержание выработок
|
Наименование
выработок
|
К тг/м
|
l ср, м
|
Т лет
|
n выр
|
SR тг
|
|
I вариант
|
|
конвейерный
транспортный штрек поддерживаемый за лавой транспортный бремсберг людской ходок
вспомогательный бремсберг
|
32320
12800 14140 12800
|
1600 130 130
130
|
3.2 1.56 1.56
1.56
|
10 1 1 1
|
51712000 249600 286800
309500
|
|
ИТОГО
|
|
|
|
|
52557900
|
|
II вариант
|
|
транспортный
бремсберг людской ходок вспомогательный бремсберг транспортный штрек вентиляционный
штрек
|
12080 14140
12800 12800
12800
|
130 130 130
1600 1600
|
1.56 1.56 1.56
3.2 3.2
|
1 1 1 10 10
|
259600 28670 25960
5222400 5222400
|
|
ИТОГО
|
10525390
|
|
|
|
|
|
|
|
Подсчет стоимости транспорта полезного ископаемого
Затраты на транспорт рассчитываются по формуле
qт = (а∙l/Qb ∙ b/Qb - с∙l - d) ∙ K2] / l, тг/т (4.21)
где а, b, с, d - коэффициенты, зависящие от типа
транспортного средства, конвейера;
к2 - коэффициент, учитывающий угол наклона
выработки;в - нагрузка на выработку, тыс. т;
l - длина транспортирования, м.
Результаты подсчета стоимости транспорта приводятся в таблице
4.13
Таблица
4.13. Расчет стоимости транспорта
|
Наименование
выработок
|
Среднее
расстояние, м
|
Суточный объем,
т
|
Стоимость
транспорта, г
|
|
транспортный
штрек панельный бремсберг
|
1600 1350
|
11.35 2270
|
0,13 0,55
|
|
Итого
|
0,68
|
Для определения более экономичного
варианта системы разработки необходимо общую стоимость поддержания и проведения
разделить на промышленные запасы на данном участке шахтного поля. Затем
приплюсовав затраты на транспортирование угля, получим удельные затраты на одну
тонну угля.
Промышленные запасы рассматриваемого участка
пром = Н ∙ l ∙ m ∙ γ ∙ с, т (4.22)
где Н - размер шахтного поля по падению, м;
l - размер шахтного поля по простиранию, м;- вынимаемая
мощность пласта, м;
γ - плотность угля в массиве,
т/м3
с - коэффициент извлечения полезного ископаемого.пром = 2500∙
8000∙4,4∙1,45∙0,98 = 145180728 т
Тогда по I варианту:
+ 52557900
С = 0,68 + - = 2,8 тг/т
145180728
по II варианту:
+ 10525390
С= 0,68 + - = 3,77 тг/т
Варианты отличаются по экономическому сравнению - первый
вариант более чем на 20% экономичнее второго варианта. Следовательно, для
пласта К12 приемлема система разработки длинными столбами по падению
с поддержанием выработки за лавой (рис. 4.1а).
4.5 Определение нагрузки
на очистной забой
Определение производительности комбайна.
Средневзвешанное значение сопротивляемости пласта резанию определяется по
формуле:
Ар=
, кгс/см (4.23)
где Арп - сопротивляемость резанию породных прослойков,
кгс/см; Ару - сопротивляемость угля резанию, кгс/см; mп -
суммарная мощность породных прослойков в пределах вынимаемой мощности пласта,
м; m - вынимаемая мощность пласта, м;
Ар=
кгс/см.
Скорость подачи комбайна по мощности привода определяется по
формуле:
Vп.пр= Vп.пр1-
, м/мин (4.24)
где Ар1 и Ар2 - минимальная и максимальная
сопротивляемость угля резанию по минимальной и максимальной скорости подачи
комбайна; Vп.пр1 и Vп.пр2 - минимальная и максимальная скорость подачи комбайна при
минимальной и максимальной сопротивляемости угля резанию.
Vп.пр1-2= Vп.1-
, м/мин (4.25)
где m1 и m2 - минимальная и максимальная
значение вынимаемой мощности пласта данным комбайном, м; Vп.1 и Vп.2 -
значения скорости подачи комбайна соответствующие m1 и m2, м/мин;п.пр1=5 -
, м/мин;
Vп.пр1=3-
м/мин;
Vп.пр=5,32- 
м/мин
Составляющие силы резания в направлении подачи комбайна
рассчитываются по формуле:
Fп= Fп1-
, тс (4.26)
где Fп1-2 -
составляющие силы резания в направлении подачи комбайна при соответствующих
значениях сопротивляемости резания Ар1 и Ар2, тс;п=
16-
тс;
Скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию
определяется по формуле:
Vп.тяг=
, м/мин (4.27)
где Fm - тяговое усилие подающей части комбайна, тс; G
- масса комбайна, т; a - угол падения
пласта (12°);п.тяг=
м/мин;
Производительность комбайна по скорости подачи рассчитывается по
формуле:
qп=m*g*r*kr*Vп.пр=4,4*1,52*0,63*1*5,42=22,8 т/мин (4.28)
где g - плотность
угля в пласте т/м3; r - ширина захвата комбайна, м; kr -
коэффициент использования захвата.
Определение производительности комбайна с учетом резерва приемной
способности конвейера установленного в лаве kп.с:
q=qп*kп.с, т/мин (4.29)п.с=1-0,8*0,15*(1,2*kрп.с-0,25) (4.30)
где kрп.с=
Qп - производительность скребкового конвейера, т/ч;п.с=1 - 0,8*0,15*(1,2*1,07 - 0,25)=0,9;=15,5*0,8=12,4, т/мин.
Производительность комбайна по скорости крепления находится по
формуле:
qкр=m*g*r*kr*Vкр, т/мин (4.31)
где Vкр - скорость крепления, м/мин;
Vкр=Vкр1*Ксх*Кук*Куст, м/мин (4.32)
где Vкр1 - скорость крепления при последовательной
схеме передвижке крепи; Ксх - коэффициент, учитывающий схему
передвижки крепи, при последовательной схеме передвижке равен 1; Кук -
коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта равен
1; Куст - коэффициент снижения скорости крепления при средней
устойчивости вмещающих пород:
Куст=
где кп - коэффициент снижения скорости крепления при
недостаточной несущей способности почвы; кр - коэффициент снижения
скорости крепления в зависимости от площади затяжки кровли и% числа рабочих
занятых на креплении; Коm - коэффициент снижения скорости крепления
в связи с необходимостью крепления обнажаемой кровли из-за вывалов угля из
верхних пачек пласта в следствии интенсивного отжимакр=
4,1*1*1*0,44=1,8, м/мин;кр=3,2*1,52*0,63*1*1,8=5,51, т/мин.
Коэффициент готовности процесса крепления за комбайном
Коэффициент резерва скорости крепления определяется по формуле:
Кркр=
Коэффициент резерва обнажения кровли определяется по формуле:
Кроб=
(4.33)
Где L=Lу-Lв, м
Lв - минимально допустимое расстояние от места
нахождения рабочих до работающего комбайна (5 м); Lу - максимально допустимое
отставание крепи от комбайна по устойчивости обнажения кровли, м;
Lу=0,5*Vкр*tу*кув=0,5*1,8*180*2,83=458 м
где tу - минимальное время устойчивости нижних слоев
пород кровли, не закрепленных у забоя; кув - коэффициент учитывающий
изменения устойчивости кровли в зависимости от угла встречи и направлением
основной трещиноватости пород;=458 - 15=443 м;
Кроб=
м.
Коэффициент готовности процесса крепления за комбайном Мп.кр = 0,9;
Расчет сменного коэффициента машинного времени. Суммарные
нормативные затраты времени на перекрываемые технологические перерывы
определяются по формуле:
Ттех=0,018*Lл+Qзач+33, мин (4.34)
где Qзач - затраты времени на зачистку лавы, мин;
Qзач=
мин (4.35)
где Lл - длина лавы, м; Ттех=0,018*250+36,7+33=74 мин;
Коэффициент готовности комбайна определяется по формуле:
Мк=
(4.36)
где: мк - коэффициент готовности по технической характеристики;
Коэффициент готовности крепи определяется по формуле:
Мкр=
(4.37)
где мкр - коэффициент готовности по технической
характеристики.
Коэффициент готовности скребкового конвейера определяется по
формуле:
Мку=
(4.38)
где мку - коэффициент
готовности по технической характеристики;
Коэффициент готовности очистного забоя по
процессу проветривания Мпр для шахт III-й
категории и сверхкатегорийным, Мпр=0,93;
Коэффициент готовности погрузочного пункта
Мпп=1;
Коэффициент готовности по группе
последовательных перерывов определяется по формуле:
Коэффициент готовности сопряжения очистной и прилегающей выработки
находится по формуле:
Мс=Мэс
(4.39)
где Мэс - коэффициент готовности эталонного сопряжения,
Мэс=0,97; кс - коэффициент увеличения времени простоев
очистного забоя при действии j-го технологического фактора, осложняющего поддержание сопряжения;
Для спряжения с конвейерной выработкой Мэс будет иметь
вид:
Мск=0,97
.
Для сопряжения с вентиляционной выработкой Мэс будет
иметь вид:
Мсв=0,97
;
Коэффициент готовности по группе параллельных перерывов
определяется по формуле:
М2=0,965
(4.40)
где Тпз - суммарные нормативные затраты времени на
выполнение подготовительно-заключительных операций, мин; Тсм -
продолжительности одной смены, мин.
Сменный коэффициент машинного времени равен:
Км=
(4.41)
Где к=
Км=
.
Нормативная суточная нагрузка на лаву при комбайновой выемке
определяется по формуле:
, тн/сутки (4.42)
где Тсм продолжительность рабочей смены, Тсм
= 360 мин;
Nсм количество рабочих смен в
сутки по добыче угля. Nсм = 3;
ℓл длина лавы, ℓл
=250 м;
r ширина захвата очистного комбайна, r = 0,63 м;
mв вынимаемая мощность
пласта, mв = 3,2 м
γ объемный вес угля, γ = 1,46;
Тц продолжительность
технологического цикла, мин.
Продолжительность технологического цикла рассчитывается по
формуле:
(4.43)
Где Vр средняя рабочая скорость подачи комбайна, Vр = 4,0 м/мин;
Vх средняя маневровая
скорость подачи комбайна, Vх=7,0 м/мин;
Σt суммарное время на все
вспомогательные операции,
отнесенные к 1 м лавы, м/мин. Σt = 0,25
Тц = 250× (1: 7,0 + 1: 4,0 + 0,35)
= 153,5 мин
= 5177 т/сут
Проверяем среднесуточную нагрузку на очистной
забой по газовому фактору:
А сут Г=
, т (4.44)
А сут Г=
, т
где: V -
допустимая по ТБ скорость движения воздуха в лаве, 4 м/сек;- допустимая по ТБ концентрация
метана в исходящей струе, 1%;
Квп -
коэффициент, учитывающий движения части воздуха по выработанному пространству
за крепью выработки, 1,4 м/сек;л -
метановыделение из лавы, 16 м3/т;
Кд - коэффициент
естественной дегазации в период отсутствия добычных работ, 0,7;
Sп - проходное
сечение струи воздуха, соответствующее вынимаемой мощности пласта, м2;
Sп=
, м2 (4.45)
где Smax,
Smin-проходное сечение для воздуха при максимальной и минимальной
раздвижности механизированной крепи, м2;п=
, м2.
Максимальная нагрузка по газовому фактору составляет 3159
т/сут.
На основании приведенных расчетов, учитывая результаты
расчетов проветривания лавы, паспортом принимается суточная нагрузка на
очистной забой - 3159 т/сут.
5.
Проведение горных выработок
5.1 Форма и размеры сечения выработки
Тип крепи и параметры ее установки
В данном разделе рассчитывается технология проведения
конвейерного бремсберга. Конвейерный бремсберг - это наклонная горная
выработка, проведенная по полезному ископаемому, ориентированная по падению и
предназначенная для транспортирования отбитой горной массы, доставки материалов
и оборудования, а так же для прохода людей.
Конвейерный бремсберг будет служить в течение отработки этажа
на срок действия обслуживаемого им очистного забоя, а затем поддерживаться, для
того чтобы затем использоваться при отработке следующего этажа.
Проектируемая длина бремсберга составляет 1280 метров.
Выработка проходится строго по пласту.
Для крепления принимаем анкерную крепь.
Проведение горных выработок с оптимальным
креплением, обеспечивающим минимальные затраты времени при ведении очистных
работ является одним из основных факторов обеспечивающих достижение высоких
нагрузок на очистные забои.
В условиях шахты им. Т. Костенко УД АО
«Арселор Миттал Темиртау» при подготовке лавы конвейерный штрек был закреплен
анкерной крепью.
Крепление конвейерного штрека анкерной крепью позволило
снизить трудоемкость работ как при проходке выработки, так и при поддержании
его вслед за подвиганием линии очистного забоя.
Размеры поперечного сечения выработки определяют расчетом или
графически с учетом необходимых, требуемых П.Б, зазоров для прохода людей,
оборудования, проходного сечения для подачи необходимого количества воздуха в
очистной забой. Конвейерный бремсберг является транспортной выработкой и должна
иметь зазоры между крепью и размещенными в выработке оборудования, наиболее
выступающей кромкой габарита подвижного состава не менее 0,7 м (для прохода
людей), а с другой стороны не менее 0,25 м при деревянной и не менее 0,2 м при
металлической крепях.
С учетом всех необходимых требований П.Б, а так же
горно-геологических условий выбираем: сечение в проходке 15,7 м2;
сечение в свету 12,8 м2.
5.2 Технология и механизация проведения выработки
Технология проведения выработки
Для того чтобы конвейерный бремсберг бел вовремя сдан в
эксплуатацию, требуемая скорость проведения должна быть не менее 180 м/мес.
Так как выработка проводится только по углю, а коэффициент
крепости угля составляет 1,5, то наиболее выгодным условием проведения является
комбайновый способ.
Проходческий цикл состоит из работы комбайна по выемки,
обслуживания комбайна, возведения арочной крепи и вспомогательных работ. Цикл
начинается с отбойки горной массы. Комбайн исполнительным органом, заходками
начинает отбивать горную массу в пределах требуемого сечения. Горная масса
погрузочным устройством передается на конвейер комбайна. От туда перегружается
на лавный скребковый конвейер. Комбайном управляет один человек, другой сзади
подчищает выработку, смотрит за кабелем, третий готовит мелочевку для крепления,
четвертый на погрузке, пятый готовит вентиляционную трубу. После вырубки
комбайном горной массы в площади сечения на один метр, комбайн останавливается,
комбайнер занимается заменой зубков на исполнительном органе, помощник
разбивает негабариты, другие занимаются вспомогательными операциями. Рабочие
переходят на наращивание вентиляционных и водопроводных труб. Водопроводные
трубы располагают на уровне 1,8 м от почвы. Вентиляционная труба подвешивается
к протянутому тросу в кровле выработки. После окончания обслуживания комбайна и
вспомогательных работ все звено переходит на установку арочной крепи. Эта
операция включает в себя: 1) осмотр забоя и оборка заколов угля; 2) Установка
стоек крепи (в лунку на лежни) и скрепление его скобами, планками и гайками; 3)
Проверка вертикальности установки арки и соединения верхняка стяжкой с ранее
установленной рамой; 4) Расклинка установленной рамы в замках, установка
железобетонных затяжек и последующая забутовка пространства за крепью. После
установки крепи проходческий цикл начинается заново. Теперь детально
рассчитываем трудоемкости основных и вспомогательных процессов, сменного
состава проходческого звена, скорости проведения (сменной, суточной, месячной),
производительность труда. По этим расчетам составляется график организации
работ.
Механизация проведения выработки
Механизация проведения подготовительных работ рассчитывается
на ЭВМ по программе «Проходка», в которой учтены все процессы выполняемые в
подготовительном забое.
Исходные данные
Сечение выработки в проходке, м2 15,7
Сечение выработки в свету, кв. м2 13,2
Крепость угля 1,45
Крепость породы 3,0
Коэффициент присечки породы 0,3
Шаг установки анкеров, м2 0,5
Подвигание забоя за цикл, анк 3
Количество рельсовых путей 0
В состав цикла входят следующие вспомогательные работы:
Сооружение водоотливной канавки
Наращивание трубопроводов
Наращивание скребкового конвейера
Удлинение ленточного телескопического конвейера
Наращивание монорельсовой дороги
Таблица 5.1. Результаты расчета
|
Тип комбайна
|
Показатели
|
|
без совмещения
|
с совмещением
|
|
Nз, чел.
|
Vм, м/мес
|
Nз, чел.
|
Vм, м/мес
|
|
1ГПКС
|
3
|
126,6
|
6
|
251,0
|
|
4ПП-2
|
3
|
135,4
|
7
|
314,0
|
|
П-160
|
3
|
144,1
|
8
|
381,8
|
|
4ПП-5
|
3
|
148,2
|
9
|
441,6
|
|
КП-25
|
3
|
136,0
|
7
|
315,4
|
Тип проходческого комбайна 1ГПКС
Работа без совмещения
Численность сменного звена, чел. 3
Работа и обслуживание комбайна, мин 93,1
Установка арочной крепи, мин 107,4
Вспомогательные работы, мин 96,2
Продолжительность цикла, мин 296,7
Количество циклов в сутки 1,1
Скорость проведения выработки:
суточная, м/сутки 4,9
месячная, м/месяц 126,2
Производительность труда проходчика:
в метрах, м/чел.-смену 0,5
в куб. метрах, куб. м/чел.-смену 7,0
Обеспечение обслуживания применяемых в
технологической схеме системы машин (для обслуживания системы
«комбайн-перегружатель-конвейер» необходимо не менее 3-х человек: машинист
комбайна, помощник машиниста и оператор системы конвейеров). Возможность
выполнения наиболее трудоемких видов ручных работ (при ручном возведении
арочной крепи из-за значительного веса отдельных элементов крепи необходимо не
менее 3-х человек. С учетом указанных условий принимается минимально возможная
численность сменного звена проходчиков равная 3 чел.
Работа с совмещением
|
Численность
сменного звена, чел. Работа комбайна по выемке, мин Обслуживание
комбайна, мин Установка арочной крепи, мин Продолжительность цикла,
мин Количество циклов в сутки Скорость проведения выработки: сменная,
м/смену суточная, м/сутки месячная, м/месяц Производительность
труда проходчика: в метрах, м/чел.-смену в куб. метрах, куб.
м/чел.-смену
|
6 70,5 34,0
44,7 149,2 2,2 3,3 9,9 251,0 0,5 7,0
|
При максимально возможной скорости проведения выработки
предусматривается и максимально возможная численность сменного звена. В этом
случае численность сменного звена определяется из принципа распределения
производственных операций по трем категориям: А - операции, выполнение которых
не совмещается друг с другом во времени со строго регламентированной
численностью проходчиков. К этой категории относятся операции по управлению
системой машин во времени выемки горной массы, на их выполнение должно быть
занято 3 человека, а так же операции по замене зубков, раскайловке негабаритов,
для выполнения которых необходимо не менее 2 человек; Б - операции, выполнение
которых не совмещается во времени друг с другом и с операциями категории А, но
на выполнение которых численность рабочих строго не регламентируется. Обычно
эти операции выполняются всем звеном. Численность проходчиков, занятых на
выполнении операций Б, т.е. численность сменного звена, не должна превышать
максимальных величин, установленных на основе производственного опыта (не более
9-10 человек). К этой категории относятся операции по установке и соединению
элементов крепи и несовместимая часть (20-50%) операции по затяжке кровли и
боков выработки с забутовкой пустот за рамами; В-операции, выполнение которых
может быть совмещено во времени друг с другом и с операциями категории А. К
этой категории относятся: окончание работ по затяжке кровли и боков выработки с
забутовкой пустот за рамами (50-80%); Подноска крепежных материалов; Подготовка
лунок; Все вспомогательные работы.
Для обеспечения своевременного ввода в эксплуатацию очистного
забоя необходимо, чтобы подготовительные работы были закончены в указанные
сроки. При минимальной численности сменного звена (3 человека), возможно только
последовательное выполнение операций, то есть без совмещения работ, что
существенно сказывается на скорости проведения подготовительных работ, по
расчетам это составляет 126,2 м/мес. Зато при численности сменного звена 6
человек некоторые операции можно проводить одновременно, то есть с совмещением,
это позволяет значительно увеличить скорость проведения подготовительной выработки
до 251,0 м/мес.
Исходя из этих показателей можно сделать вывод, что операции
выполняемые с совмещением являются более выгодными по сравнению с
последовательной схемой проведения, поэтому выбираем выполнение операций с
совмещением.
Таблица
5.2. Процессы и работы, не подлежащие совмещению
|
№
|
Наименование
операций
|
Запрещается
|
|
1
|
Работа комбайна
|
-крепление
забоя; дробление негабарита в забое, переноска ДКВ; наращивание
вентиляционных и противопожарных ставов, зачистка почвы в районе лотка.
|
|
2
|
Крепление забоя
|
-без оборки
навесов работа конвейера и комбайна.
|
|
3
|
Работа
конвейера
|
-зачистка
приводов и кареток.
|
|
4
|
Доставка
материалов
|
-ремонт
конвейера и зачистка выработки - передвижка и нахождение людей по трассе
дороги.
|
|
5
|
Наращивание
конвейера в забое
|
-манёвры
комбайна, доставка материалов и оборудования в районе наращивания конвейера.
|
Техническая характеристика комбайна 1ГПКС:
Производительность:
по углю, т/мин 1,8
по породе, т/мин 1
Скорость движения, м/мин 6,8
Мощность кВт 175
Угол наклона выработки, град ±13
Сечение в черне, м2 4,7-17
Техническая характеристика конвейера СХО1КП-70:
Длина,
м 270
Производительность, т/ч 500
Мощность, кВт 45
Техническая характеристика монорельсовой дороги 6ДМКУ:
Угол
наклона не более, град 18
Масса груза на одну каретку, т >2
Скорость движения, м/с 0,25-1,26
Мощность, кВт 45
Тяговое усилие, кН 27,6
5.3 Проветривание забоя выработки
Проветривание подготовительных выработок при их проведении
может осуществляться за счет общешахтной депрессии или с помощью вентиляторов
местного проветривания. Наиболее универсальный способ проветривания тупиковых
выработок ВНП, он обеспечивает эффективную подачу свежего воздуха в забой. Для
данной выработки «конвейерный бремсберг» принимаем обособленную схему
вентиляции с помощью ВМП.
Расчет необходимого количества воздуха для проветривания
тупиковой выработки
При проведении выработок по угольным пластам с применением
комбайнов расход воздуха определяется по метановыделение из забоя:
Qм=
, м3/мин (5.1)
где j - интенсивность метановыделение в призабойное пространство
выработки, 2м3/мин;
С - допустимая по П.Б концентрация метана в исходящей из выработки
струе воздуха, 1%;
С0 - концентрация метана в поступающей в выработку
струе воздуха, 0%;м=
м3/мин;
Количество воздуха по максимальному числу работающих людей в
забое:
л=6*N*к=6*6*1,25=45, м3/мин; (5.2)
где N - максимальное количество людей в забое, 6 чел.;
к - коэффициент запаса, 1,25;
Количество воздуха по минимально допустимой скорости движения
воздуха:
св=60*Vmin*Sсв, м3/мин (5.3)
где, Vmin - минимально допустимая по П.Б скорость движения воздуха
по выработки, 0,25 м3/мин;св=60*0,25*13,2=192 м3/мин;
Количество воздуха, которое необходимо подать в забой, равно
максимальному значению из рассчитанных величин.
з=max
, м3/мин (5.4)
з=max
, м3/мин;
Необходимая производительность вентилятора местного проветривания:
=kут*Qз=1,72*200=344 м3/мин (5.5)
где kут - коэффициент утечек воздуха, 1,72;
Для максимальной длины трубопровода определятся депрессия
вентилятора:
=
, ДаПа; (5.6)
где R - аэродинамическое сопротивление вентиляторного
трубопровода; определяется в зависимости от максимальной длины и диаметра, 16;=
, ДаПа;
Выбор типа вентилятора местного проветривания
Выбор вентиляторов производится по их напорным характеристикам,
для этого сначала необходимо рассчитать характеристику сети трубопровода по
формуле (5.6).
Таблица
5.3. Характеристика сети трубопровода
|
Q м3/мин
|
150
|
200
|
250
|
300
|
350
|
400
|
|
h ДаПа
|
100
|
178
|
278
|
400
|
544
|
711
|
Полученные при расчете величины для различных периодов
наносятся на характеристику вентилятора местного проветривания ВМ-6М с целью
удостовериться в том, что рабочая точка (их пересечения) находится в рабочей
зоне. Если рабочая точка выходит за пределы рабочей зоны, то необходимо
изменить диаметр трубопровода или выбрать другой тип вентилятора.
Рисунок 5.1 - Характеристика вентилятора
ВМ-6М и характеристика трубопровода
По полученным значениям, точка пересечения
характеристики трубопровода находится в рабочей зоне характеристики
вентилятора.
При проектировании длинных выработок, а
конвейерный бремсберг имеет длину 1000 метров, целесообразно устанавливать два
вентилятора последовательно (при этом суммарный напор удвоится, а объем
подаваемого воздуха будет равен объему обеспечиваемому одним вентилятором), при
чем в начале проведения выработки достаточно будет работы только одного
вентилятора, а затем при проходке на большое расстояние вводится в действие
второй вентилятор, что экономически целесообразно.
Итак, окончательно выбираем два
вентилятора ВМ-6М и 100-й резерв из двух таких же вентиляторов.
Вентилятор ВМ-6М - осевой, одноступенчатый
с меридиальным ускорением потока воздуха в рабочем колесе. Он состоит из
входного направляющего аппарата, рабочего колеса, корпуса, встроенного
приводного электродвигателя и салазок. При необходимости снижения уровня шума
комплектуется приставным глушителем шума.
Характеристика вентилятора:
Мощность, кВт 18
Габариты вентилятора:
длина, мм 1000
ширина, мм 750
высота, мм 900
масса, кг 415
5.4 Стоимость проведения
горной выработки
Табличные формы расчета себестоимости
подготовительного участка
Таблица 5.4. Заработная плата
|
Разряд рабочего
|
Численность
сменного звена шт.
|
Тарифная ставка
тг.
|
Общая тарифная
ставка тг.
|
|
5
|
3
|
315,15
|
945,45
|
|
4
|
3
|
292,22
|
876,66
|
|
Итого
|
|
|
1822,11
|
|
- поясной
коэффициент 30%
|
546,6
|
|
Итого по
забойной группе
|
2368,71
|
|
- неучтенная
зарплата 5%
|
118,44
|
|
- премия за
выполнение нормы 20%
|
473,7
|
|
Итого: основная
зарплата
|
2960,85
|
|
-
дополнительная зарплата 10%
|
296,1
|
|
Итого: зарплата
|
3256,95
|
|
- начисления на
зарплату 9%
|
293,1
|
|
Всего Сз.сум
|
3550,05
|
Стоимость одного метра выработки по
зарплате определяется формулой:
Сз=
тг/м (5.7)
Стоимость 1-го метра выработки по амортизации оборудования
определяется формулой:
Са=
, тг/м (5.8)
где Nр - число рабочих дней в году (300);см - количество смен в
сутки (3).
5.5 Амортизация
оборудования
Таблица 5.5. Амортизация оборудования
|
Наименование
|
Количество
|
Стоимость, тг.
|
Норма
амортизации, %.
|
Годовая
амортизация, тг.
|
|
|
единичная
|
общая
|
|
|
|
комбайн
|
1
|
1216000
|
1216000
|
34,6
|
647933
|
|
конвейер
|
2
|
231730
|
463460
|
37,4
|
325002
|
|
монорельс
|
1
|
254400
|
254400
|
33,8
|
90287
|
|
вентилятор
|
2
|
51240
|
102480
|
28,0
|
31564
|
|
Итого
|
1094786
|
|
- неучтенное
оборудование 3,5%
|
38317,51
|
|
- запасные
части 2,5%
|
27369,65
|
|
Итого
|
1160473,1
|
|
- текущий
ремонт 15%
|
174071
|
|
- содержание
оборудования 10%
|
116047,31
|
|
Всего Са.сум
|
1450591,4
|
Таблица 5.6. Материалы
|
Наименование
материалов
|
Количество
на 1 м выработки
|
Цена,
тенге
|
Сумма,
тенге
|
|
Анкерная
крепь: расход крепи по кровле расход крепи по бокам
|
11 8
|
1600 1420
|
17600
11360
|
|
Ампула
АМК: расход ампул по кровле расход ампул по бокам
|
33 24
|
115 115
|
4025 2760
|
|
Итого
|
35745
|
Таблица 5.7. Расход электроэнергии
|
Наименование
|
Количество
|
Мощность, кВТ.
|
Часы работы в
смену, ч/см
|
Стоимость тг.
|
|
|
единичная
|
общая
|
|
1кВт.ч
|
Общая
|
|
комбайн
|
1
|
175
|
175
|
3
|
2,8
|
1470
|
|
конвейер
|
2
|
45
|
90
|
3
|
2,8
|
2560
|
|
монорельс
|
1
|
45
|
45
|
2
|
2,8
|
252
|
|
вентилятор
|
2
|
18
|
36
|
6
|
2,8
|
605
|
|
Итого
|
5295
|
|
- потери
электроэнергии 20%
|
1059
|
|
Всего Сэ.сум
|
6354
|
Стоимость 1-го метра выработки по расходу
электроэнергии определяется формулой:
Сэ=
, тг/м (5.9)
Таблица 5.8. Сметная стоимость 1-го метра выработки
|
Элементы затрат
|
Стоимость 1-го
метра, тг.
|
|
1. Заработная
плата
|
1075,8
|
|
2. Материалы
|
35745
|
|
3.
Электроэнергия
|
1925,5
|
|
4. Амортизация
оборудования
|
488,4
|
|
Итого затрат по
забою
|
20968,7
|
|
- общешахтные
расходы 45%
|
9435,9
|
|
Итого прямых
затрат
|
30404,6
|
|
- накладные
расходы 26,8%
|
8148,4
|
|
Итого с
накладными расходами
|
38553
|
|
- плановые
накопления 8%
|
3084,24
|
|
Сметная стоимость
1-го метра выработки
|
41637,24
|
6. Одношаговая полимерная анкерная крепь
Изобретение относится к области горной промышленности и может
быть использовано при разработке пластовых месторождений полезных ископаемых
при проведении горных выработок для закрепления массива вмещающих пород с
помощью анкерного крепления.
Стеклопластиковый анкер используется в составе анкерной крепи
для крепления бортов подготовительных, капитальных и очистных горных выработок.
Полимерная анкерная крепь изготовлена из стекловолоконных
материалов и характеризуются высокой прочностью на растяжение. Закрепление
анкеров в шпурах производится при помощи полимерных ампул или полимерных
составов. По желанию заказчика анкеры поставляются стандартной длиной 2, 3, 4,
6 и 12 м.
Область применения стеклопластиковых анкеров:
анкерование боков и кровли горных выработок;
упрочнение угольных пластов в очистных и подготовительных
забоях.
Одношаговая полимерная анкерная крепь по сравнению с
известными конструкциями аналогичного назначения, например, сталеполимерной
анкерной крепи (АСР), обладает рядом преимуществ:
неподверженностью коррозии;
податливостью до 50 мм без установки дополнительных
демпфирующих элементов;
лёгкостью (масса 1 м трубчатого полимерного композиционного
стержня составляет 420 ± 20 г., тогда как масса анкерного стержня,
изготовленного из арматурной стали периодического профиля номинальным диаметром
22 мм, - 2980 ± 90 г.; масса комплекта анкерной крепи при длине трубчатого
стержня 1,8 м составляет 1,1 кг, а комплекта сталеполимерной анкерной крепи
(АСР) со стержнем такой же длины и опорной плиткой размером 150х150х8 мм - 7,0
кг);
технологичностью установки (установка анкерной крепи АСР
менее технологична ввиду её значительно большего веса и необходимости в
дополнительных элементах - податливом и центрирующем);
возможностью установки с отклонением от нормали к плоскости
кровли или бока выработки на угол до 35º (данный показатель для АСР
составляет 18º);
- искробезопасностью при установке (отсутствует фрикционное
искрение);
применяемостью в качестве опережающей крепи в очистных и
подготовительных забоях (элементы одношаговой полимерной анкерной крепи легко
срезаются исполнительными органами комбайнов, а разрушенные фрагменты не
препятствуют работе конвейеров и другого оборудования);
сниженной травмоопасностью (исключается поражение
электрическим током через элементы анкерной крепи; минимизирован риск получения
травм при неосторожном выполнении работ);
низкой стоимостью.
Технология установки анкерной крепи
Закрепление стержней в шпурах диаметром 28…30 мм
осуществляется твердеющими полиэфирными составами отечественного или
зарубежного производства, расфасованными в ампулы. Марка состава и число ампул
в шпуре определяется паспортом крепления выработки.
Анкеры применяются в сочетании с металлическими подхватами и
различными видами затяжки (металлической сетки или других решеток). Число
анкеров на один подхват определяется расчетами плотности установки крепи.
Возведение анкерной крепи осуществляется в следующей
последовательности.
После подвигания забоя выработки на требуемую паспортом
крепления величину производится оборка кровли и боков выработки от отслоившихся
кусков угля и породы, устанавливаются на стойках временной крепи подхваты и
укладываются на них затяжки. Через отверстия в подхвате бурятся шпуры диаметром
28…30 мм необходимой длины под углами установленными паспортом крепления
выработки.
В пробуренный шпур досылаются необходимое количество ампул.
Стержень анкера с установленными на него шайбой и гайкой вставляется в
специальное устройство (адаптер), который установлен в патрон бурового станка и
подводится под устья шпура. После этого включается вращение и подача бурового
станка. При вращении подачи анкерный стержень разрывает оболочку ампул и
перемешивает компоненты. Перемещение анкера производят до упора в дно шпура,
общее время перемешивания и подачи составляет 10-25 секунд. Между перемешанными
компонентами полиэфирного состава происходит химическая реакция, в результате
которой смесь отверждается в течение 15…170 секунд в зависимости от типа
применяемых ампул. Анкер в этой позиции удерживается до полного отверждения
состава ампул. После отверждения состава производят завинчивание гайки и
натяжение анкера. Затем буровой станок устанавливается под следующее отверстие
в металлическом подхвате и операция повторяется.
7. Вентиляция
7.1 Расход воздуха для шахты в целом
Расчет ведется для пластов К10 и К7,
Расход воздуха в целом определяется по формуле:
ш=1,1*(ΣQуч+ΣQп.в+ΣQпог.в+ΣQпод.в+ΣQк+ΣQут), м3/мин (7.1)
где, 1,1 - коэффициент, учитывающий неравномерность
распределения воздуха по сети горных выработок
ΣQуч - расход воздуха для
проветривания выемочных участков, м3/мин
ΣQп.в-расход воздуха,
подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок, м3/мин
ΣQпог.в-расход воздуха для
обособленного проветривания погашаемых выработок, м3/мин
ΣQпод.в-расход воздуха для
обособленного проветривания поддерживаемых выработок, м3/мин
ΣQк - расход воздуха для
обособленного проветривания камер, м3/мин
ΣQуч - утечки воздуха через
вентиляционные сооружения за пределами выемочных участков, м3/мин
Расход воздуха для проветривания выемочных участков
Расход воздуха для проветривания выемочных участков
(примыкание исходящей струи к целику) и погашенной вентиляционной выработки,
расход воздуха определяется по формуле:
Qуч=
, м3/мин (7.2)
где, Iуч - среднее ожидаемое газовыделение в выработки участка, м3/мин
Кн - Коэффициент неравномерности метановыделения,
Кн(К10)=1,94*Iуч -0,14=1,94*10 -0,14=1,41;
Кн(К7)=1,94*7 -0,14=1,48 (7.3)
С - допустимая концентрация метана на исходящей струе участка,
С=1%
С0 - концентрация метана на поступающей на выемочный
участок струе, С0=0%.уч(К10)=
м3/с
Расход воздуха, необходимый для проветривания
очистных выработок, рассчитывается по выделению метана, углекислого газа, по
числу людей и должен проверяться по допустимой скорости воздуха. Кроме того,
при выемке каменных углей с присечкой боковых пород, а также при выемке
антрацитовых пластов и температуре воздуха 16º
С и выше
расход воздуха дополнительно рассчитывается из условия оптимальной по пылевому
фактору скорости.
Расход воздуха для проветривания очистных выработок по
выделению метана при максимально допустимой нагрузке на лаву по газовому
фактору определяется по формуле:
Qоч=
, м3/мин (7.4)
где, Коз - коэффициент, учитывающий движение воздуха по части
выработанного пространства, прилегающего к призабойному, Коз = 1,3
Кут.в-коэффициент утечки воздуха через выработанное пространство
Кут=1+0,7*mВ.ПР*ехр*(0,15*f - 0,24*Sочmin) (7.5)
где, f - средневзвешенный коэффициент крепости пород кровли на
расстоянии от кровли вынимаемого пласта, равный восьми его мощностям, f =5В.ПР
- вынимаемая мощность пласта с учетом породных прослоек 4,2
Кут(К10)=1+0,7*4,2*ехр*(0,15*5 - 0,24*8,8)=1,63оч(К10)=
Расход воздуха на подсвежение определяется по формуле:
доп=Qуч - Qоч, м3/мин (7.6)
доп(К10)=24 - 19=5, м3/с
Расход воздуха по формуле 7.2 должен удовлетворять условия:
уч ≤ Sочmin*Vmax*Коз (7.7)
где, Vmax - максимально допустимая по ТБ скорость воздуха в
очистной выработке, Vmax=4 м/сочmin - минимальная площадь поперечного сечения
призабойного пространства очистной выработки в свету, Sочmin(К10)=8,8
м2; Sочmin(К7)=5,7 м2
5 ≤ 8,8*4*1,3=46 м3/с условие выполняется
а по формуле 7.6 условие:
доп ≥ S*Vmin (7.8)
где, S - сечение выработки, в свету, S(К10)=14,4;-
минимально допустимая по ПБ скорость воздуха в очистной выработке, Vmin=0,25 м/с
> 14,4*0,25=3,6 м3/с
условие выполняется
Расход воздуха по числу людей определяется по формуле:
оч=6*nЧЕЛ=6*25=150м3/мин=2,5
(7.9)
где, nЧЕЛ - наибольшее число людей, одновременно
работающих в очистной выработки, nЧЕЛ=25 человек
Расход воздуха, проверяемый по числу людей, должен удовлетворять
условию:
уч ≥ 6*nЧЕЛ, м3/мин (7.10)
> 2,5 условие выполняется
ΣQуч=Qуч(К10)+Qдоп(К10),
м3/мин (7.11)
ΣQуч=24+5=29 м3/с
Расчет воздуха для проветривания тупиковых выработок
Расход воздуха, необходимого для проветривания тупиковых
выработок, рассчитывается по выделению метана или углекислого газа, по числу
людей, средний минимальной скорости воздуха в призабойном пространстве с учетом
температуры. Окончательно принимается наибольший результат.
Расход воздуха по выделению метана при выемки угля в тупиковых
выработках комбайном определяется по формуле:
Qзп=
, м3/мин (7.12)
где, Iзп - метановыделение из призабойного участка, м3/мин
С - допустимая концентрация метана на исходящей струе участка,
С=1%
Метановыделение в тупиковой выработке определяется по формуле:
п=
, м3/мин (7.13)
где, Iп - метановыделение в тупиковой выработке, м3/минп(К10)=
м3/мин = 14
Расход воздуха по минимальной скорости в выработке рассчитывается
по формуле:
Qзп=S*Vmin,
м3/мин
(7.14)
где, Vmin - минимально допустимая по ПБ скорость воздуха в
тупиковой выработке, Vmin=0,25 м/сзп(К10)= 14,4*0,25=3,6 м3/с
Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве
тупиковой выработке в зависимости от температуры определяется по формуле:
Qзп=20*S*VminЗ, м3/мин (7.15)
где, VminЗ - минимально допустимая согласно § 162 ПБ
скорость воздуха в призабойном пространстве выработки в зависимости от
температуры, VminЗ=2 м/сзп(К10)=20*14,4*2=576 м3/мин
= 9,6 зп(К10)=max {7; 3,6; 9,6}=9,6 м3/с
Коэффициент утечек воздуха для гибкого трубопровода с учетом
расстояния от устья выработки до ВМП, определяется по формуле:
Кут.тр=
, (7.16)=
(7.17)
где, Lп - длина трубопровода, Lп=1000 м
Кут.тр=
Подача вентилятора, работающего на гибкий или жесткий трубопровод,
определяется по формуле:
в=Кут.тр*Qзп (7.18)
в(К10)=2,22*9,6=24 м3/с
Расчет расхода воздуха, подаваемого к всасам ВМП для обособленного
проветривания тупиковых выработок
Расход воздуха для отдельно установленного ВМП определяется по
формуле:
вс=1,43*Кр*Qв, м3/мин (7.19)
где, Кр - коэффициент для ВМП с регулируемой подачей воздуха,
Кр=1,1вс(К10)=1,43*1,1*24=38 м3/с
ΣQп.в=2*Qвс(К10)=2*38=76 м3/с
Расход воздуха для проветривания погашаемых и поддерживаемых
выработок
Расход воздуха для проветривания погашаемых выемочных
участков определяется по формуле:
Qпог.в=
, м3/мин (7.20)
где, Qуч.nJ - расход воздуха для проветривания J-го
погашаемого участка, м3/минуч - число одновременно погашаемых
участков; при проектировании принимается согласно календарному плану, nуч=1
уч.nJ=0,5*Qуч=0,5*1410=705м3/мин=12 (7.21)
*S*Vmin ≤ Qуч.nJ ≥ 60*Sоч*Vmin*Кут.в (7.22)
*12,8*0,25 ≤ 705 ≥ 60*12,8*0,25*1,63
≤ 705 ≥ 313 условие выполняется
ΣQпог.в=705 м3/мин=12
Qпод.в=60*S*Vmin, м3/мин
где, Vmin - минимальная скорость воздуха в поддерживаемых
выработках, Vmin=0,7 м/cпод.в(К10)=60*14,4*0,7=691,2 м3/минм
=12
ΣQпод.в=Qпод.в(К10)=691,2= м3/мин
=12 (7.23)
Расход воздуха для проветривания камер
Расход воздуха для проветривания склада ВМ определяется по
формуле:
'к=0,07*Vк, м3/мин (7.24)
где, Vк - суммарный объем выработок склада ВМ, Vк=2000 м3'к=0,07*2000=140
м3/мин=3
Расход воздуха для проветривания зарядных камер определяется по
формуле:
"к=30*nБ*кЭ, м3/мин (7.25)
где, nБ - число одновременно заряжаемых батарей, nБ=3
кЭ - коэффициент, учитывающий тип применяемых батарей
на электровозе, кЭ=0,6"к=30*3*0,6=54 м3/мин=1
При размещении в зарядной камере батарей аккумуляторов и
преобразовательной подстанции или они проветриваются последовательно, то расход
воздуха определяется по формуле:
''к=
, м3/мин (7.26)
где, Еj - емкость аккумулятора, Еj=280AJ - число
аккумуляторов в батарее, nAJ=66вх - температура воздуха в выработке
перед камерой в наиболее теплый месяц года, tвх=23˚ С
При этом должно соблюдаться условие:
"к ≥ 30*nБ*кЭ, м3/мин
(7.27)
"к=
м3/мин=1
> 54 условие выполняется
Расход воздуха для проветривания электромашинных камер
определяется по формуле:
'''к=
, м3/мин (7.28)
где, Nтj - мощность трансформатора, установленного в камере,
Nтj=400 кВт, ТСВП 400/6Т - число одновременно работающих
трансформаторов, nТ=2'''к=
м3/мин=4
ΣQк=Q'к+Q "к+Q» 'к=140+57+213=410м3/мин=7 (7.29)
Утечки воздуха через вентиляционные сооружения
Величина утечек воздуха через вентиляционные сооружения,
установленные в выработках за пределами выемочных участков, определяется по
формуле:
ΣQут.ш=ΣQут.г+ΣQут.шл+ΣQут.заг, м3/мин (7.30)
где, Qут.г - утечки воздуха через глухие перемычки, м3/минут.шл
- утечки воздуха через шлюзы, м3/минут.заг - утечки воздуха через
загрузочные устройства, м3/мин
ут.г=Qг*n, м3/мин (7.31)
где, n - колличество глухих перемычек, n(К10)=1 шт.; n(К7)=2
шт.- норма утечек воздуха, для глухих перемычек составляет: Q(К10)=27
м3/мин; Q(К7)=25 м3/минут.г=27+25*2=77 м3/мин=1,3
Норма утечек воздуха через шлюз рассчитывается по формуле:
ут.шл=Кпер*Q, м3/мин (7.32)
где, Кпер - коэффициент, зависящий от числа перемычек в шлюзе, при
одной перемычке принимается Кпер=Q; при двух перемычках принимается Кпер=0,76-
норма утечек воздуха, для шлюзов составляет: Q(К10)=162 м3/мин,ут.шл=162*2*0,76=247
м3/мин=5
Нормы утечек воздуха через загрузочные устройства установлены в
следующих размерах: загрузочные устройства в околоствольном дворе с бункером,
Qут.заг1=150 м3/мин; участковые бункера (все вместе), Qут.заг2=360 м3/мин
ут.заг=Qут.заг1+Qут.заг2=150+360=510 м3/мин =9 (7.33)
ΣQут.ш=77+247+510=834м3/мин =14ш=1,1*(1740+4560+705+691,2+410+834)= 9835м3/мин=164 м3/с
Расчет депрессии ГВУ
Максимальная статистическая депрессия сети, на которую работает
ГВУ (депрессия шахты), как правило, ограничивается величиной 300 даПа для шахт
производственной мощностью 4000 т в сутки и более допускается депрессия до 450
даПа при соответствующих обоснованиях.
За депрессию шахты принимается максимальное значение из депрессий
всех направлений, проходящих через очистные выработки.
Депрессия направления определяется по формуле:
Н=hПB
+hКВ, даПа (7.34)
где, hПB - депрессия подземных выработок, даПа
ПB=1,1*(h1+h2+
… + hn), даПа (7.35)
КВ
- депрессия канала вентиляционной установки, даПа
КB=0,11*
hПB, даПа (7.36)
1,2,n
- депрессия протяженных выработок, даПа
=
, даПа (7.37)
где, α -
коэффициент аэродинамического сопротивления, с2/м2
Рв - периметр выработки, м
Рв=
, м (7.38)
где, Кф - коэффициент формы поперечного сечения выработки, для
круглого сечения, Кф=3,54; арочного Кф=3,8; трапециевидного Кф=4,16- сечение
выработки в свету, м2р - расчетный расход воздуха по выработке, м3/с
Определим расход воздуха по выработкам, наиболее
труднопроветриваемому направлению:
1.
Клетевой
ствол:
Q1-2=Qш J=164 м3/с
2.
Погоризонтный
квершлаг:
Q2-3=
м3/с
1.
Вентиляционный
штрек:
3-4=1,1*(ΣQуч(К10)+ΣQп.в+ΣQпог.в+ΣQут)= 82 м3/с
2.
Конвейерный
штрек:
Q4-5=1,1*(ΣQуч(К10)+ΣQп.в+ΣQпог.в+
)=82 м3/с
1.
Лава:
5-6=Qоч=19 м3/с
2.
Вентиляционный
бремсберг:
7-8=Кут*Qоч=413/с
3.
Конвейерный
бремсберг:
Q6-7=Кут*Qоч+Qдоп=46м3/с
8. Вентиляционный квершлаг:
8-9=1,1*(ΣQуч+Qдоп+ΣQп.в+ΣQпог.в+ ΣQпод.в+ΣQут)=82 м3/с
. Фланговый вентиляционный квершлаг:
9-10=Qш/2=82 м3/с
Депрессия лавы рассчитывается по формуле:
оч=Rоч*Q2оч, даПа (7.39)
где, Rоч - аэродинамическое сопротивление лавы, даПа/м2
оч=0,01*r100*Lоч=0,01*0,01*270=0,027 даПа/м2
100 - удельное аэродинамическое сопротивление лавы, r100=0,01оч=0,027*18,82=0,009
даПа
На срок работы вентиляционной установки рассчитывается
минимальная и максимальная депрессия.
Результаты расчета сводятся в таблицу 6.1.8
hПВ(max)=1,1*287,2=316 даПа
hПВ(min)=1,1*246,5=271,2 даПа
hКВ(max)=0,11*316=35 даПа
hКВ(min)=0,11*271,2=29,8 даПа
При данной депрессии и количества воздуха подходят по
промышленной характеристики для сравнения два центробежных вентилятора ВЦД-40 и
ВЦД-4.
Заключение
В данном дипломе показана возможность опровергнуть
общепринятое представление о том, что подземная угледобыча многократно уступает
открытой добыче по производительности и себестоимости добываемого угля.
В данном проекте решены основные задачи проведения горной
выработки:
сохранение поверхностного слоя почвы, тонкая, ранимая
структура которой страдает даже при вспашке с оборотом пласта, полностью
исчезает при горных работах;
многократное снижение трудовых и материальных затрат,
связанных с разрушением, погрузкой и доставкой в отвал 30 млн. кубометров
вскрышных пород в год;
сохранение хрупкой экологии угледобывающих регионов и
прилегающих к ним территорий.