Содержание.

Введение ………………………………………………………. 4

1. Геология месторождения и шахтного поля ……………… 5

2. Основные параметры шахты. Организация работ ……. 18

3. Вскрытие и подготовка шахтного поля ………………. 21

4. Проведение и крепление выработки …………………… 32

5. Система разработки ………………………………………. 46

6. Подъем …………………………………………………… 54

7. Шахтный транспорт ……………………………………….. 64

8. Вентиляция ……………………………………………… 78

9. Охрана труда ……………………………………………… 84

10. Водоотлив ……………………………………………………. 90

11. Поверхность …………………………………………………. 96

12. Электроснабжение ………………………………………….. 98

13. Автоматизация ………………………………………………. 105

14. Экология ……………………………………………………… 114

15. Технико-экономическая часть …………………………… 119

Спецчасть ……………………………………………… 124

Заключение ……………………………………………. 157

Список литературы ………………………………….. 158

1 .Геология месторождения и шахтного поля

Печорский угольный бассейн расположен на крайнем северо – востоке Европейской части страны между 65° - 70° северной широты и 56° - 65° восточной долготы . Значительная часть его расположена севернее Полярного круга .Бассейн с востока ограничен хребтами Полярного и Приполярного Урала, северной его границей является побережье Карского и Печорского морей Ледовитого океана. На западе граница условно проводится несколько западнее кряжа Чернышева по меридиану 58° в. д., южная граница бассейна проходит в верховьях реки Косью около 65° с.ш. Протягиваясь с северо – востока на юго – запад на 400 км и имея ширину до 300 км , бассейн имеет площадь 90 тысяч квадратных километров .

По общим ресурсам угля – около 400 млрд.т – бассейн представляет собой крупную базу для развития энергетической и коксохимической промышленности европейской части станы. Основное значение бассейна заключается в запасах коксующихся углей. Однако использование его сдерживается удаленностью от крупных потребителей ( в среднем 1900 км),ограниченностью разведанных запасов углей марок К и ОС, сложностью разработки последних.

Основными потребителями углей является энергетика севера и северо–запада европейской части страны, и черная металлургия – Череповецкий и Новолипецкий металлургические комбинаты.

В границах бассейна выделяются наиболее освоенные и разведанные промышленные угленосные районы - Воркутский, Интинский, Халмерьюский общей площадью 6тыс.км.

В бассейне выявлено около 30 угольных месторождений, из которых балансом учтено 11: Паэмбойское, Халмерьюское, Верхнесырьягинское, Нижнесырьягинское в Халмерьюском угленосном районе; Воркутское, Воргашорское, Юньягинское, Усинское и Сейдинское –в Воркутском; Интинское и Кожимское – в Интинском.

Разведанные балансовые запасы угля по категориям А+ В + С1 + С 2 в бассейне составляют около 14 миллиардов тонн , в том числе по категориям А + В +С1 около 10 миллиардов тонн . Большая часть разведанных запасов бассейна приходится на угли марок Ж – 41,7 % ; Г – 33 % ; Д – 19,9 % ; К – 2,2 % ; ОС – 1,5 % и Т –1,4 % . В бассейне эксплуатируется Воркутское, Интинское и Воргашорское месторождение . На Юньягинском и Хальмерюском месторождениях работа прекращена.

Глубина разработки угольных пластов на Воркутском месторождении колеблется до 1040 м(ш." Комсомольская"); на Интинском от 140 до 420м.; на Воргашорском от 340 до 420м.

Угленосными отложениями в бассейне являются отложения воркутской серии P_1-2 vr – кунгурский ярус нижней перми P₁ kg и уфимский ярус верхней перми P₂ uf и печорской серии P₂ pc – казанский P₂ kz и татарский ярусы верхней перми P₂ t.

Общая мощность угленосных отложений достигает 5500 м.

В зависимости от угленасыщенности и по статиграфическим признакам воркутская серия разделена на лекворкутскую P_1-2 lv и интинскую P₂ in свиты; лекворкутская в свою очередь, делится на аячягинскую и рудницкую подсвиты (P_1-2 lv₁ и P_1-2 lv₂ ).

Основным объектом разведки и эксплуатации в бассейне являются угольные пласты рудницкой подсвиты . Они характеризуются простым строением, выдержаностью, хорошим качеством и являются коксующимися .

На всей площади бассейна угленосная толща перекрыта четвертичными отложениями мощностью до 130 м, а местами также отложениями триасового, юрского и мелового периодов ( районы Усинского и Сейдинского месторождений).

На Воркутском месторождении в рудницкой подсвите отрабатываются пласты n_14+13+12+11 – Мощный, n_14+13+12 –Тройной, n₁₁ – Четвертый, n₇ –Пятый; в интинской свите пласты h₆ , i₄ ,i₂ .

Принятые в бассейне кондиции для балансовых запасов углей характеризуется следующими показателями (табл. 1.1). Для подсчета забалансовых запасов углей наименьшая мощность 0.5 м и наибольшая зольность 50 %.

Таблица 1.1

Кондиции по мощности угольных пластов и зольности угля

Печорского бассейна.

По изменению мощности рабочие пласты подразеляются на выдержанные, относительно выдержанные, невыдержанные.

В таблице 1.2 представлено распределение месторождениий и эксплуатируемых шахтных полей бассейна по группам выдержанности мощности угольных пластов.

Для рабочих угольных пластов характерно явление расщепления.

Тектоника на участках разреза угленосной толщи с энергетическими углями –интинская свита-относительно простое, с коксующимися углями – более сложное.

Отдельные угольные месторождения приурочены преимущественно к крыльям синклинальных складок, часто нарушенных вторичной складчатостью и дизьюнктивными нарушениями,.углы падения пород и пластов угля колеблются от 10° до 20°,на отдельных участках до 30-40°; на северо –востоке бассейна они достигают 60-80°.

Амплитуда смещения по разрывным нарушениям колеблется от нескольких метров до сотен метров.

По сложности геологического строения выделяются четыре группы месторождениий (шахтных полей).

1-я группа – простого строения: угленосная толща имеет спокойное моноклинальное залегание, которое на отдельных участках осложнено пологой волнистостью; возможно наличие редких мелких разрывных нарушений (Интинское,Сейденское,Паэмбойское м-я).

2-я группа –средней сложности строения с блоковой структурой; угленосная толща имеет моноклинальное залегание которое осложнено одиночными или групповыми разрывами, ориентированными диагонально или вкрест простирания толщи; они разделяют месторождение на отдельные блоки, внутри которых изменение залегания угольных пластов имеет закономерный характер (Воргашорское,Воркутское,Усинское).

3-я группа – сложного строения: моноклинальное залегание угленосной толщи осложнено мелкой волнистостью и преемущественно мелкими разрывными нарушениями.

Выдержанность основных угольных пластов по месторождениям Таблица 1.2

и шахтным полям Печорского бассейна.

(Юнь-ягинское, Нижнесырьягинское и южная часть Верхнесырьягинского месторождения).

4 – я группа – очень сложного строения: угленосная толща имеет складчатое залегание, которое осложнено многочисленными разнонаправленными разрывными нарушениями; закономерность в распростронении разрывных нарушений отсутствует (Хальмерюское, северная часть Верхнесырьягинского месторождения).

Условия разработки месторождения бассейна в ряде случаев являются довольно сложными из-за развития на большей части многолетней мерзлоты, повышенного содержания метана, наличия у некоторых рабочих пластов угля ложной кровли, а местами неустойчивой непосредственной кровли, динамических явлений – горных ударов и внезапных выбросов угля и газа, повышенное содержание свободной двуокиси кремния во вмещающих породах.

В геологическом строении шахтного поля участвуют отложения пермского возраста , перекрытые четвертичными отложениями . Пермские отложения представлены образованиями юньягинской, воркутской и печорской серий. В разрезе серий литологический состав представлен переслаивающимися песчаниками , алевролитами и пластами угля .

Четвертичные отложения представлены суглинками , песками и супесями .. Мощность покровных отложений составляет от 35 до 100 метров . В структурном отношении поле шахты представляет моноклиналь субмеридионального простирания, пологопадающую на восток . Моноклинальное залегание пород осложняется складчатыми и групирующимися в системы разрывными нарушениями значительной протяжённости. Эти нарушения ( Ж с , Ж 4 , З – К , З 3 ) расчленяют шахтное поле на три тектонических блока – северный, центральный и южный, характеризующихся особенностями залегания угленосной толщи и проявлениями мелких и реже- среднеамплитудных разрывных и складчатых нарушений.

Северный блок ограничен с севера нарушением ²Жс² и с юга нарушением ²Ж4². Центральный блок размещается между нарушениями ²Ж4² и ²Зк² и южный - между ²Зк² и ²З3² . Северный блок имеет протяжённость по простиранию от 2 - х

до 4 – х км ( в приосевой части мульды ) . Особенностью блока является слабая дислоцированность и северо-восточное простирание пород с углами падения 10° – 15° . В средней части блока выражен флексурный перегиб шириной 0,7 - 0,8 км с углами падения 18° -22°, в северо – западном направлении перегиб выполаживается . Амплитуда разрывных нарушений в пределах блока колеблется от 4 до 70 метров .

Центральный блок, протяжённостью 1,8 – 3,2 км имеет преимущественно субмеридиональное простирание пород и характеризуется более интенсивной складчатостью . Разрывные нарушения в пределах блока имеют малую амплитуду - менее 10 метров. В нижней и верхней части блока углы падения составляют 5˚-10˚ выходах пластов, ниже - 13˚-19˚.В пределах центрального блока установленно до 30 разрывных нарушений малой амплитуды и небольшой протяженности.

Южный блок имеет форму клина, длиной 4 – 5 км, расширяющегося по восстанию и ограниченного разрывными нарушениями . Простирание пород в пределах блока меридиональное с падением на восток под углами 5°- 15°. Южный блок харктеризуется наибольшей дислоцированностью, чем другие блоки шахтного поля. Все выявленные разрывные нарушения блока образуют единую зону с падением сместителей на юго – востоке под углами 15°- 45° и амплитудами разрывов от 2 до 25 метров. В целом, по тектоническим особенностям поле шахты ²Заполярная² относится к первой группе, а на нижних горизонтах южного блока приближается к второй сложности .

Промышленная угленоснось шахтного поля связана с пакетом N , рудницкой подсвиты , воркутской серии . Из пластов этой подсвиты в пределах шахтного поля залегают пласты : Тройной ( n14 + 13 + 12 ) , Верхний (n 14+13 ) , Четвёртый (n11) , Пятый (n 7 ) , Восьмой ( n 6 ) и n 1 .

Пласт Тройной (n14+ 13 + 12 ) является верхним рабочим пластом и залегает в пределах северного и центрального блоков шахтного поля . В южном блоке этот пласт расщепляется на пласты Верхний ( n14 + 13 ) и Третий ( n12) . Последний имеет небольшую мощность . Пласт Тройной преимущественно простого строения , средней мощности . Усложнение пласта отмечается на нижних отметках третьего горизонта за счёт появления в средней части пласта прослоя породы мощностью от 0,05 до 0,17 метра . Мощность пласта колеблется в пределах 2,5 – 2,9 метра при средней - 2,63 метра . Непосредственная кровля пласта представлена мелкозернистыми алевролитами , слоистыми аргиллитами и реже песчаниками . Основная кровля сложена слоистыми тонкозернистыми песчаниками и алевролитами . Непосредственная кровля разделяется на несколько пачек . Одна из них ( пачка ²а²) образует ²ложную² кровлю, мощность которой изменяется от 0,2 до 0,15 метра . При среднем значении 0,55 метра . Распространена она в северной части поля . Из –за неустойчивости эта пачка обрушается в призабойное пространство . Для её удержания и сохранения качества угля на шахте выемка пласта ведется с оставлением пачки угля мощностью от 0,3 до 0,5 метра , потери пласта по мощности составляют 0,8 % . Кроме того , на 50 – 80 % площади поля выделяется пачка ²а1² , мощность которой составляет от 0 до 2 – х метров . Эта пачка является неустойчивой частью разреза кровли пласта и слагающие её породы легко обрушаются вблизи секций крепи . Эти породы допускают обнажение за комбайном не более 12 – 15 метров в течении двух , трёх часов ; после чего они обрушаются в очистное пространство . Почва пласта представлена аргиллитами и алевролитами .

Пласт Верхний (n14+13 ) развит только в пределах южного блока . Пласт тонкий , преимущественно невыдержанный по мощности , сложного и очень сложного строения . Мощность пласта варьирует от 1,0 до 1,45 метра при среднем значении 1,21 метра . На большей части площади распространения пласта непосредственная кровля неустойчивая , среднеобрушаемая . Слабоустойчивая пачка ²а1² распространена на больший части площади и имеет максимальную мощность до 1,3 метра .

В почве пласта залегают алевролиты . Рабочая мощность пласта сохраняется в южном блоке на длине по простиранию до 2,8 км . На юг от нарушения ²З – К² и по падению от выходов под наносы до отметки минус 150 – 200 метров .

Пласт Четвертый (n11) залегает ниже пласта Тройного в 15-25 метрах и является нижним рабочим пластом . Пласт распространен в пределах всего шахтного поля и характеризуется устойчивой средней мощностью и простым строением .Мощность пласта колеблется от 1,28 до 1,6 метра при среднем значении 1,44 . Непосредственная кровля пласта представлена аргиллитами и алевролитами , основная кровля - песчаниками . Ложная кровля присутствует только на отдельных участках , мощность её составляет от 2,5 до 7-15 сантиметров . Пачка неустойчивых пород ²a1² выделяется над пластом в северной части поля . В почве пласта залегают мелкозернистые алевролиты .

Условия залегания и структурные колонки пластов , принятых к разработке представлены на чертеже .

По качеству угли рабочих пластов относятся к среднезольным , малосернистым и малофосфористым . По выходу летучих и толщине пластического слоя угли относятся к жирным технологическим углям марки 1Ж .

Гидрогеологические условия поля шахты оцениваются как простые . Подземные воды , за счёт которых обводняются горные выработки и формируются шахтные водопритоки , приурочены к четвертичным отложениям и углевмещающим пермским породам . Подземные воды пермского водоносного горизонта приурочены к целому ряду водоносных горизонтов . Характерной особенностью водоносности всего месторождения , и в частности шахтного поля , является её уменьшение с глубиной разработки . Опытными гидрогеологическими работами и наблюдениями за обводнённостью в горных выработках действующих шахт установлено , что наибольшая водообильность отмечается до глубины 100-150 метров , ниже по разрезу - -уменьшается .

Шахта ²Заполярная² в настоящее время разрабатывает пласты на глубине около 500 метров от поверхности и по содержанию метана является сверхкатегорийной

Полученные при доразведке шахтного поля данные позволили уточнить в пределахх поля глубину залегания зоны газового выветривания . Так по пластам рудницкой подсвиты мощность газового выветривания составляет 40-70 метров . Для расчёта прогнозов природной газоносности угольных пластов мощность газового выветривания принята в среднем 60 метров . Нарастание природной метаноносности угольных пластов в метановой зоне происходит по криволинейной зависимости от величины их погружения ( считая по вертикали от поверхности зоны метановых газов ) .

В настоящее время пласты Тройной и Четвёртый ниже отметки второго горизонта отнесены к угрожаемым по горным ударам . Защитным является пласт Четвёртый .

По внезапным выбросам угля и газа пласты на втором и третьем горизонтах опасными не являются . Ниже отметки третьего горизонта пласт Тройной отнесён к опасным по внезапным выбросам угля и газа . В качестве защитного принят пласт Четвёртый .

Все пласты опасны по взрывам пыли . По заключениям ИГД им . А.А. Скочинского, пласты Воркутского месторождения расцениваются как несамовозгораемые .

Вмещающие пласты породы по содержанию свободной двуокиси кремния

( более 10 % ) характеризуются как силикозоопасные .

Геотермические условия на глубоких горизонтах не будут являтся препятствием безопасному ведению горных работ . Температура окружающих пород на глубине 500-600 метров составляет 14-16 ° , а ниже увеличивается до 18 °

( на глубине 800-900метров ) .

1 Основные параметры шахты. Организация работ

Производственная мощность шахты задана в 2,1 млн. тонн в год.

Границы шахтного поля: на севере – южные границы шахты №25 и шахты „Комсомольская”(нарушение Ж_с ); на юге – нарушение З₃ ; на востоке – ось Воркутинской мульды; на западе – выходы угольных пластов под наносы.

В указанных границах размеры шахтного поля составляют по простиранию 6400м.,по падению 3000-4000м.

Баллансовые запасы определим по формуле: Z = S·H·∑m i·Y

Ζ_бал –баллансовые запасы;

S – размеры шахтного поля по простиранию,м.

H – размеры шахтного поля по падению, м.

Mi –мощность рабочих пластов , м.

Y – плотность угля в массиве;

Z_бал =6400*3900*1,33*(1,44+2,78)=14 090 490 т.

Промышленные запасы определим пол формуле:

Z_пром =Z_бал - åq_пл ;

Где Z_пром – промышленные запасы;

åq_пл – сумма проектных и эксплутационных потерь;

åq_пл =q_ц +q_эк ;

где q_ц - проектные потери в целиках, т.

q_эк – эксплутационные потери;

согласно /1/

q_ц = 0,01 *Z_бал ;

q_ц =1 400 904,9 т.

q_эк =(Z_бал – q_ц )*k_эк ;

где k_эк – коэффициент эксплутационных потерь,k_эк @0,1¸0,15;

q_эк =(140 090 490 – 1 400 904,9)*0,1=13 868 958 т.

Т.е. по формуле (2.3):

åq_п = 1 400 904,9 + 13 868 958,6 = 15 269 863,5 т.

тогда согласно (2.2):

Z_пром = 140 090 490 – 15 269 863,5 = 124 820 628 т.

Срок службы шахты согласно /1/:

Т_расч =Z_пром / А_ш.г ;

Т_расч =124 820 628/2 100 000 = 59,5 лет.

Для определения полного срока службы шахты Т воспользуемся следующим /1/:

Т=Т_расч +Т_осв +Т_зат ;

Где Т_осв – время на освоение проектной мощности , равное 3 годам,

T_зат – время на затухание добычи;

Т.е.

Т = 59,5+3+2,5=65 лет.

По рабочим пластам запасы распределяются следующим образом.

Считая , что количество запасов пропорционально мощностям пластов, получаем :

Пласт Тройной n_14+13+12 – Z_пром = 82,13 млн. т.

Пласт Четвертый n₁₁ – Z_пром =42,69 млн.т.

принимая,количество горизонтов – 3, разбивка запасов по горизонтам составляет приблизительно 41,6 млн.т. на каждый из выемочных горизонтов

Режим работы шахты согласно НТП 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.

Фонд времени и режим работы рабочих следует принимать :

- число рабочих дней в году – 260(220);

- число рабочих дней в неделю –5;

- продолжительность рабоченй недели:

- на подземных работах –30 часов;

- на поверхности –41 час.

3. Вскрытие и подготовка шахтного поля

3.1. Подготовка поля шахты «Заполярной»

Выбор способа подготовки шахтного поля зависит от горно-геологических условий, определяющими из которых являются углы залегания рабочих пластов.

Для поля шахты угол падения составляет 13 ° -15 ° следовательно согласно указаниям § 22 ПТЭ, необходимо отдать предпочтение панельному способу подготовки.

Размеры выемочных полей, количество и размеры панелей по простиранию определяются с учетом наличия в шахтном поле разрывных нарушений ориентированных в крест простиранию (нарушения З-к, Ж4, З3).

Ширина участков шахтного поля образованных этими нарушениями составляет до 2200 м. Причем переход комплексами этих нарушений не представляется возможным т.к. величина углов сместителей и амплитуды значительны (15-20 ° и 10-30 м). Таким образом возможны два варианта размещения панелей в шахтном поле. В первом случае в каждом блоке размешается одна панель, выемочные поля которой имеют длину порядка 900-1000 м.(рис 3.1.1). Во втором случае в шахтном поле размещаются две панели: двукрылая – в центральном и южном блоках, и однокрылая – в северном блоке. По этому варианту размеры выемочных полей составят порядка 2000 м (рис 3.1.2).

Второй вариант кажется предпочтительнее т.к. снижается почти вдвое количество затрат на монтажно-демонтажные работы и количество проводимых подготовительных выработок. Хотя необходимо отметить что увеличенные размеры выемочных полей потребуют затрат на проветривание проходческих забоев, а именно необходимо сооружение дополнительных вентиляционных сбоек в центре. Кроме того переход венсбоек в дальнейшем создаст дополнительные трудности при отработке столбов.

Наклонная высота панелей определяется высотой горизонта и составляет согласно рекомендациям НТП 1300 м, вертикальная высота соответственно 314 м (на 1 горизонте).

Рис. 3.1.1. Подготовка шахтного поля –вариант 1.

Рис. 3.1.2 Подготовка шахтного поля – вариант 2.

Рис. 3.2.1. Вскрытие шахтного поля – вариант 1.

Рис.3.2.1. Вскрытие шахтного поля – вариант 2.

Расчет действующей и резервной линии очистных забоев выполнен по программе АО3, разработанной СПГГИ(ТУ) кафедрой РПМ.

По результатам вычисления необходимое для поддержания проектной мощности шахты количество действующих лав 4, резервно-действующих 1. Годовое подвигание общей линии очистных забоев составит 782 м в год, а действующей линии очистных забоев 977 м.

Таким образом, исходя из общего количества лав по пластам принимаем, что на каждом пласте будут одновременно отрабатываться по одной панели . В каждой панели ведутся очистные работы в двух действующих лавах. В первую очередь на обоих пластах отрабатывается двукрылая панель. Порядок отработки панелей нисходящий. Порядок отработки выемочных столбов обратный.

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

Группирование пластов осуществляется промежуточными квершлагами и гезенками , которые располагаются на флангах и в центре панелей.

3.2. Вскрытие шахтного поля

Вскрытие шахтного поля может осуществляться в зависимости от горно-геологических условий залегания пластов и горнотехнических условий разработки различными способами. Целесообразность применения того или иного способа вскрытия помимо технических соображений должна быть обоснована экономическим сравнением различных вариантов, наиболее соответствующим данным условиям.

Для условий шахты « Заполярной» приемлемыми, учитывая опыт работы отрасли и данные литературы, являются следующие варианты:

1 вариант: вскрытие вертикальными стволами и капитальными квершлагами, с проходкой стволов до 1 горизонта и последующей их углубкой (рис 3.2.2).

2 вариант: вскрытие вертикальными стволами и капитальными квершлагами с проходкой на полную глубину до 2 горизонта.

Для выбора того или иного варианта необходимо провести сравнение проведенных капитальных затрат по ним.

Т.к. схемы подготовки не имеют существенных различий затраты на проведение, поддержание, а также транспорт и водоотлив на уровне панельных выработок учитываться в сравнении не будут. Кроме того не будут учтены одинаковые расходы (например затраты на проведение и поддержание вентиляционных стволов).

По первому варианту также сокращен срок ввода шахты в эксплуатацию, поэтому необходимо учесть также экономию полученную от более быстрого пуска предприятия.

Определим примерные сечения основных вскрывающих выработок исходя из норм ПБ о максимально допустимых скоростях движения воздуха по ним.

Необходимое количество и размеры стволов :

- клетевой воздухопадающий ствол

необходимое количество воздуха:

где А_сут =7000 т/сут – суточная добыча по шахте;

- k_д =0,7 – коэффициент дегазации;

- k_р =2 – коэффициент резерва;

- q =58 м³ /т – относительная метанообильность;

Тогда Q _ш = 375 м³ /сек;

Суммарное сечение стволов (клетьевых):

где V_makc = 8 м/сек –максимально допустимая скорость движения воздуха по стволам;

S S _ств =46,93 м²

Принимаем 1 клетьевой ствол диаметром 8 м – сечение 50,3 м²

Необходимое сечение скипового ствола выбираем с учетом габаритных размеров скипа 1СН20-1,принятого по результатам расчета по программе АО7 СПГГИ(ТУ).

Принимаем ствол сечением 50,3 м² _.

Сечение квершлагов, магистральных штреков и панельных бремсбергов принимаем по условиям прохождения воздуха – 14.4 м.

Капитальные затраты первого периода представлены в таблице 3.2.1, капитальные затраты будущих лет в таблице 3.2.2, затраты на поддержание по первому варианту в таблице 3.2.3, по второму в таблице 3.2.4.

Сравним удельные приведенные затраты по сравниваемым вариантам, рассчитанные по формуле:

где

- Е_н =0,15 – норматив эффективности капитальных вложений;

- А_Ш.Г. – годовая добыча шахты;

- К_ПЕР – капитальные затраты первого периода;

- Е_НП =0,1 – коэффициент приведения разновременных затрат;

- t _СТР – срок строительства шахты;

- å К_буд – сумма капитальных затрат будущих лет;

Таблица 3.2.1

Капитальные затраты 1-го периода по сравниваемым вариантам.

Таблица 3.2.2

Капитальные затраты будущих лет по сравниваемым вариантам

Таблица 3.2.3

Затраты на поддержание по первому варианту

Таблица 3.2.4

Затраты на поддержание по второму варианту

-t – время приведения разновременных затрат(достижения производственной мощности шахты);

-К_Э – эксплуатационные затраты;

-Z_пром – промышленные запасы шахтного поля;

Итак по первому варианту:

По второму варианту:

Таким образом удельные приведенные затраты по второму варианту значительно превышают затраты по первому варианту, кроме того существенно сокращается срок строительства шахты .

Следовательно принимаем первый вариант вскрытия шахтного поля (см рис. 3.2.1).

3.3. Капитальные и подготовительные выработки

Выбор сечения любой выработки производится из условия обеспечения размещения и функционирования транспортных средств, машин и механизмов с соблюдением регламентированных ПБ зазоров и ограничений скорости движения воздуха в выработках.

Площади поперечного сечения квершлагов, магистральных штреков, панельных бремсбергов определяется в 14,4 м² .

Выработки примыкающие к очистному забою проводятся сечением 12,8 м² для обеспечения условий высокопроизводительной работы комплексов : необходимо создание запаса сечения для уменьшения затрат на перекрепление, выноса головки лавного конвейера для безнишевой технологии, размещения конвейерного оборудования.

Перечень выработок, их параметры и затраты на проведение представлены в таблице 3.3.1. Стоимостные параметры подсчитаны по программам серии СС СПГГИ(ТУ).

Таблица 3.3.1

Выработки проводимые до ввода шахты в эксплуатацию

4. Проведение и крепление горной выработки

4.1. Общие сведения

Проектом предусмотрено проведение штрека комплексом КГК-1М, который базируется на комбайне 4ПП-2 с перегружателем УПЛ-1К.В состав комплекса входит скребковый конвейер СР-70М. Дальнейшее транспортирование отбитой породы и угля производится ленточным конвейером 2ЛЛ 100.Доставка материалов и оборудования а также людей производится по канатной монорельсовой дороге 6 ДМК.

Все члены бригады принимают и сдают смену на рабочем месте, проверяют состояние машин и механизмов, энергопитание, связи, оросительных, противопожарных и других устройств, направление выработки, прочность установленной крепи и наличие запасов ее элементов и других материалов.

Машинист комбайна и его помощник при необходимости заменяют в начале смены зубки на режущей головке, заливают масло в гидросистему комбайна. Машинист включает комбайн и производит выемку угля и породы на расстояние одного цикла. Помощник следит за погрузкой угля, положением электрокабеля, направлением забоя, остальные члены бригады зачищают почву по бокам выработки, подготавливают лунки для установки крепи и устройства канавки в бороздах образованных режущей головкой, подготавливают элементы крепи, обеспечивают непрерывность транспортирования угля и породы из забоя и доставку крепежных материалов.

Проходка ведется по смешанному забою с захватом ложной кровли и частично непосредственной кровли общей мощностью 2,8 м и подработкой почвы на 0,5 м. Расположение горной выработки относительно пласта угля и вмещающих пород показано на чертеже.

4.2. Выбор типа крепи

4.2.1. Расчёт прочности пород

Расчет произведен по методике ВНИМИ. Схема к расчету на рис. 4.1

Rср = Qсж*Кс , Кс = 0,9

Rср 1 = 100 * 0,9 = 90 Мпа

Rср 2 = 85 * 0,9 = 76,5 Мпа

Rср 3 = 67 * 0,9 = 60,3 Мпа

Rср 4 = 42 * 0,9 = 37,8 Мпа

Rср 5 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа

Rср 6 = 14,1 * 0,9 = 12,69 Мпа

Rср 7 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа

Rср 8 = 55,5 * 0,9 = 49,95 Мпа

Rср 9 = 91,9 * 0,9 = 82,71 Мпа

Определим расчётную прочность пород кровли

Rср кр = (Rср3*m3 + Rср4 * m4 + Rср5*m5) / (m3+m4+m5) = 54,1 МПа

4.2.2.Расчёт нагрузки на основную крепь

Нагрузка определяется по величине смещений

Р=Р^н * Кп* Кпр* Впр , где

Р^н =140кПа - нормативная удельная нагрузка

Кп = 1,0 – коэффициент перегрузки и степени надёжности

Кпр = 1,0 – коэффициент влияния способа проведения

Впр = 5,4 м – ширина выработки в проходке

Р = 576,9 кн / м

4.3.3. Расчёт смещений пород кровли

Uкр = К*Кш*Кв*Кt*Uт кр , где

Uт кр = 250 мм – смещение пород кровли в типовых условиях

К = 1,0 – коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходке относительно напластования

Кш = 0,88 – коэффициент влияния ширины выработки

Кв = 1,0 – коэффициент воздействия других выработок

Кt = 1,0 – коэффициент влияния времени

Uкр = 1*0,88*1*1*250 = 220 мм

4.3.4.Определение плотности основной крепи

Выбираем арочную металлическую крепь из профиля СВП – 27 , замки КМП – А3 с сопротивлением 290 кН и вертикальной податливостью 400 мм .

n = 576,9/ 290 = 1,98 рам / м

Принято 2 арки на метр , т.е. плотность крепи r =0,5.

4.3. Расчет графика цикличности

Характеристика выработки

- сечение в свету - 14,4 м² ,

- сечение в проходке – 17,57 м² ,

- плотность установки рам крепи –2 рам / м,

- угол наклона выработки – 0 градусов,

- протяженность выработки – 1600 м,

- 30% подрывка породы крепостью =3,5

За цикл принимаем проведение и крепление штрека на 1 метр.

Объем работ на 1 метр

по выемке горной массы – 17,5 м³ ,

по установке рам крепи – 2 рамы,

Средняя крепость пород по забою

f=2,8 (1-0,3) + 3,5 ^. 0,6=2,31

Расчет трудоемкости работ

q _в.п. – трудоемкость работ по управлению комбайном , q _в.п .=Nк./Pтех.

N_к – число обслуживающих комбайн рабочих,

Р_тех – техническая производительность комбайна, м³

Р_тех = а ( b / f – c ) d,

где коэффициенты а = 0,35; b = 4,95; c = -0,010; в = 0,9,

Р _тех = 0,67 м³ /мин

Тогда q _в.п. = 2 / 0.67 = 3,00 чел^. мин/м³

q₁ - трудоемкость подготовительно-заключительных операций,

q₂ – трудоемкость замены зубков,

q₂ = a ( b + cf ),

где коэффициенты а = 0,402; b = 0,420; с = 0,386,

q₂ = 0,52 чел ^. мин/м³

q_{3 , 4} = а ( b + c f – в f² )

где коэффициенты для q₃ a = 1,859; b = 0,125; c = 0,225; в = 0,01

для q₄ a = 0,320; b = 0,336; c = 0,468; в = 0,017

получаем

q₃ = 1,1 чел ^. мин /м³ q ₄ = 0,42 чел мин/м³

Крепление выработки

q₁ – трудоемкость подноски крепежных материалов

q₁ = 12,5 × (1,159 – 0,068 × Sвч + 0,005 × Sвч² ) × Lp/20

Где Lp - расстояние подноски крепи (20 м)

q₁ = 18,74 чел × мин / арка

q₂ – трудоемкость подготовки лунок

q₂ = 1,6(0,223 + 0,132f – 0,003f² )

q₂ = 0,81 чел × мин/арка

q₃ - трудоемкость выравнивания кровли и боков выработки

q₃ = 13,25(0,364 + 0,06Sвч) × (0,126 + 0,161f – 0,007f² )

q₃ = 8,6 чел × мин/ арка

q₄ – трудоемкость хомутной установки, установки планок, клиньев

q₄ = 8 чел × мин /арка

q₅ – трудоемкость установки и соединения элементов крепи

q₅ = 41(0,359 = 0,035Sвч + 0,0024Sвч² )

q₅ = 69,86 чел × мин/арка

q₆ – трудоемкость затяжки и забутовки пустот

q₆ = 64(0,47 + 0,032Sвч + 0,0019Sвч² )/r

где r – число рам на метр

q₆ = 103,04 чел × мин/арка

q_н.т – трудоемкость наращивания труб вентиляции и водовода

q_н.т = 7,8 чел × мин/м

q_к – трудоемкость проведения канавки

q_к = 16,1 × (0,7 + 0,057f – 0,002f² )

q_к = 13,22 чел × мин/м³

Результаты расчета сведены в таблицу 4.1.

Таблица 4.1.

4.4. Распределение работ по категориям

Категория “А” – разработка и погрузка горной массы комбайном (96,75 чел ×мин/м³ ).

Категория “Б” – часть работ по креплению которые нельзя совместить с работой комбайна: подготовка лунок 0,81, проверка правильности установки рам – 8,установка арки – 69,86, наращивание монорельса – 20.

Общая трудоемкостьработ категории “Б”

q_б = 90,67 чел × мин/м³

Категория “В” остальные работы

q_в = (318,14 – 90,67) = 227,47 чел × мин/м³ ×

50% работ по наращиванию трубопроводов

q_в = 227,5 + 3,8 = 231,4 чел × мин/м³

Продолжительность работ при занятости трех человек по категории “А”

T_a = 96,7 × 1,15/3 = 37 мин

Где 1,15 коэффициент учитывающий перерывы в работе

Определяем число рабочих по категории ”В”

N_в = 232 × 1,15/37 =7 чел

Максимальная численность звена

N_зв = Na + Nб =10 чел

Продолжительность работ по категории “Б”

T_б = 90,67 × 1.15/10 = 11 мин

Продолжительность работ на 1 м выработки

t_min =ta+tб=37 + 11=48 мин

максимальная скорость проведения за смену

w_max = (60 · Tсм-20)/tmin

где 20 - продолжительность регламентированного перерыва, мин

w_max = 7,08 м/смена

Сменное подвигание забоя принимаем 7 м, что составляет 7 цикла по 1 метру, при численности проходчиков 10 человек.

Продолжительность операций:

- подготовка комбайна к работе

t_к = 40 · 1,15/3 = 71 мин

- разработка и погрузка горной массы комбайном 3 человека

t_гм = (96,75 – 17,8) · 1,15/3 = 30 мин

- установка крепи 10 человек

t_к = (1,62 + 17,2 + 16 +39,7) · 1,15/10 = 14мин

- наращивание монорельса

t_м = 40 · 1,15/3 = 15 мин

- подноска элементов крепи

t_пк = 37 · 1,15 / 7 = 6,3 мин

- затяжка кровли и боков, 3 человека

t_зк = 181,4 · 1,15/3 = 33 мин

- наращивание трубопроводов, 3 человека

t_нт = 15,6 · 1,15/3 = 1,28 мин

Продолжительность совмещенных операций

95 – 24 = 30 мин

При 20-минутном перерыве с учетом времени на подготовительно- заключительные операции (25 мин) и наращивание трубопроводов (10 мин) выполнение 3-х циклов потребует

44 ·7 + 20 + 20 + 10 = 353 мин

В ремонтную смену:

- продолжительность доставки материалов, 6 человек – 30 мин

- продолжительность наращивания скребкового конвейера, 3 человека – 170 мин

- продолжительность профилактического осмотра и ремонта оборудования

3 – 6 человек – 310 мин

Вентиляция.

Проектом предусматривается нагнетательный способ проветривания штрека.

Расчет необходимого количества воздуха по газовыделению в тупиковой выработке пласта n₁₂ приведен в разделе "Вентиляция", Q = 8 м³ /c.

Применяем вентилятор местного проветривания ВМ-8М.

4.5.Охрана труда и техника безопасности

Отставание постоянной крепи (кроме железобетонной ) от забоев подготовительных выработок определяется проектом или паспортом , но не более 3-х метров . Пространство между забоем и постоянной крепью должно быть закреплено временной крепью . На начало нового цикла , постоянная крепь должна быть возведена в плотную к забою . Все пустоты за крепью должны быть заложены , забучены или затомпонированы . Все горные выработки должны быть своевременно закреплены .

Материалы , применяемые для крепления выработок , должны соответствовать требованиям стандартов и технологических условий . При изменении горно – геологических и производственных условий , паспорт управления кровлей и крепления подземных выработок должен быть пересмотрен в суточный срок . До начала работ начальник участка должен ознакомить рабочих и надзор участка под роспись с проектом .

4.6 Расчёт стоимости 1м горной выработки

Стоимость проходки устанавливается по участковым затратам, которые складываются из зарплаты, стоимости материалов, электроэнергии и амортизационных отчислений .

Стоимость проходки устанавливается по участковым затратам, которые складываются из зарплаты, стоимости материалов, электроэнергии и амортизационных отчислений .

2 песчаники тонкозернистые

труднообрушаемые

3 алевролиты крупнозернистые

слоистые, средней обрушаемости

Стоимость 1м выработки с учётом северных надбавок

С= 86,0*2,4 = 206,4 руб.

Таблица4.3

Затраты на амортизацию

Наименование Кол-во СтоимостьСуммарная Годовые Годовые

оборудования единицы, стоимость, амортизационные амортизационные

руб. руб. отчисления,% отчисления,руб.

1.Комбайн 1ГПКС 1 1400000 ------- 20 280000

2.Конвейер1ЛТ-80У 1 244349 ------- 20 48870

3.ДорогаДКН 1 61500 ------- 20 12300

4.Вентилятор

ВМ12М 1 140000 ------- 27 37800

5.Перегружатель

УПЛ2М 1 10079 ------- 24 2418

Всего 5 381388

Неучтённые 5% 19069,4

Итого 400457,4

Затраты на амортизацию за 1м

Са = 400457,4 / (300*3*3) = 148,3 руб.

Таблица4.4

Затраты на электроэнергию

Наименование Количество Мощность Время работы Расход электроэнергии

оборудования двигателя,кВт за цикл, час за за цикл,кВт

Комбайн1ГПКС 1 150 1,16 174

Перегружатель

УПЛ2М 1 15 1,16 17,4

Конвейер1ЛТ-80У 1 40 1,16 46,4

Дорога ДКН 1 90 2,0 180

ВентиляторВМ12М 1 96 2,0 96

Всего 5 343 513,8

Неучтённые 10% 54,1

Итого 565,2

Затраты на электроэнергию за 1м.

Сэ = 565,2*2*3,45 = 1949,94 руб.

Таблица 4.5

Затраты на материалы

Наименование Единицы Стоимость Расход Затраты на цикл,

материалов измерения единицы,руб. на цикл руб.

Крепь арочная СВП-27 комплект 435 1 435

Затяжка ж/б м³ 1160 0,35 406

Дерево: доска м³ 538 0,02 10,8

Шпалы шт 27,5 3 82,5

Всего 934,3

Неучтённые10% 93,4

Итого 1027,2

Таблица 4.6

Сводная таблица прямых нормируемых затрат на проведение 1м выработки

Наименование затрат Затраты на 1 м выработки , руб.

1. Зарплата 206,4

2. Амортизация 148,3

3. Электроэнергия 1949,94

4. Материалы 1027,7

Итого 3332,34

5 .Система разработки

Прогрессивными технологическими схемами предусмотрено применение в данных условиях столбовой системы разработки с отработкой выемочных столбов по простиранию.

Размеры выемочных столбов определяются с учетом наличия в шахтном поле разрывных нарушений ориентированных в крест простиранию и составляют порядка 2100 м., при отработке верхнего горизонта. В южном блоке длина постепенно снижается.

Выбор длины очистного забоя сделан на основании сравнительного анализа результатов расчета нагрузки на очистной забой по программе R11 для различных длин лав при прочих равных параметрах. Таким образом принимаем длину очистного забоя по пласту Тройному – 150 м., по Четвертому – 180 м.

Отработка пластов ведется по без целиковой технологии, с предварительной отработкой пласта Четвертого для подработки пласта Тройного.

Выбор технологической схемы очистных работ произведен на основании сопоставления горно-геологической характеристики пласта и вмещающих пород с горно-геологическими условиями, приведенными в альбоме ²Технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах². Согласно этого альбома принимается технологическая схема 3.

Непосредственная кровля пласта на площади выемочного поля неустойчивая, основная- легко и среднеобрушаемая. На всей площади выемочного поля распространена ²ложная² кровля средней мощностью 0,28 м.

Учитывая физико-механические свойства пород кровли паспортом предусматривается управление кровлей полным обрушением на механизированную крепь оградительно-поддерживающего типа.

Согласно выработанной технологической схеме 3 паспортом принимается механизированный комплекс 20КП70.

В состав комплекса входят:

- механизированная крепь – 20КП70

- выемочный комбайн – КШ-3м

- скребковый конвейер – СУОКП70

- электро и гидрооборудование

- кабелеукладчик

- система орошения ( ТОС)

- аппаратура громкоговорящей связи.

Техническая характеристика комплекса 20КП70:

Вынимаемая мощность пласта, м. - 2,3-3,5

Угол падения пласта при работе

по падению, град. – 10

Шаг установки крепи, м. – 1,1

Шаг передвижки крепи, м. –0,71

Сопротивление крепи на

Единицу поддерживающей кровли, кН/м - 600

Технология очистных работ.

Выемка угля в лаве производится узкозахватным комбайном КШ-ЗМ с полезным захватом исполнительного органа 0,63 м. Комбайн работает с рамы лавного конвейера СУОКП70.

Перемещение комбайна по ставу конвейера обеспечивается с помощью тяговой цепи, закрепленной в соответствии с заводской инструкцией на приводах лавного конвейера.

Схема работы комбайна –односторонняя : при движении вверх производится выемка угля, при движении вниз – зачистка комбайновой дороги.

В исходном положении забойный конвейер выдвинут к забою, секции крепи отстают от конвейера на шаг передвижки, комбайн находится внизу лавы у конвейерного штрека…

После включения конвейерной линии, включается комбайн и производится выемка полосы угля. По завершении выемки угля по всей длине лавы производится перегон комбайна вниз с одновременной зачисткой комбайновой дороги ( пространство между лавным конвейером и грудью забоя).

Передвижка секций крепи производится последовательно одна за другой вслед за комбайном или через одну в зависимости от скорости передвигания комбайна и состояния кровли.

Отставание передвижки секций крепи должно составлять не более 5-ти секций от комбайна. На участках лавы с неустойчивой кровлей передвижка секций крепи производится непосредственно сразу же за комбайном, при этом комбайн должен быть остановлен При наличии участков лавы, где непосредственная кровля уходит, производится затяжка кровли доской и костровка пустот над секциями. На участках лавы, где происходит отжим угля от забоя более 0,2 м. Секции крепи задвигаются наперед комбайна, который при этом должен быть остановлен,

При наличии в лавы участков, где вынимаемая мощность пласта менее 2,4 м. (включая ложную кровлю), допускается передвижка секций после прохода комбайна при зачистке лавы. При этом комбайн и конвейер должны быть остановлены. Включение комбайна и конвейера разрешается только после передвижки секций крепи и с разрешения машиниста крепи.

Возможность применения вышеуказанных схем передвижки секций крепи решается в каждом отдельном случае надзором участка в зависимости от горно-геологических условий.

Режим работы лавы, шестидневная рабочая неделя, три смены добычные и одна ремонтная.

Каждый член бригады работает в режиме пятидневной рабочей недели с одним общим выходным днем в воскресенье и вторым по скользящему графику.

В добычную смену в лаве работает звено из 36 человек.

Машинист комбайна с помощником готовят комбайн к выемке: производят осмотр и замену зубков на режущем органе комбайна, заливку масла в редукторы. Затем машинист управляет комбайном по зарубке, выемке и перегону, а помощник следит за положением силового кабеля и шланга орошения. Два горнорабочих очистного забоя оформляют сопряжение лавы с вентиляционным штреком, передвигают натяжную головку конвейера. Два других горнорабочих передвигают крепь сопряжения, приводную головку забойного конвейера, зачищают конвейерную дорогу длиной 10-15 м. И передвигают забойный конвейер после отхода комбайна. Машинист комбайна передвигает секции крепи вслед за проходом комбайна и забойный конвейер при перегонке комбайна.

Ежемесячное техническое обслуживание машин, осмотр и планово-предупредительный ремонт оборудования выполняют дежурные и ремонтные электрослесари, а также члены бригады, горнорабочие очистного забоя. В ремонтную смену 12 электрослесари ППР и машинист комбайна под руководством надзора механической службы участка следят за надежностью крепления пальцев соединения перекрытий секций крепи с кареткой и стойкой, а также основания крепи с домкратом, производят замену стоек и домкратов секций крепи с утечками в местах уплотнения, проверяют надежность болтовых соединений, состояние подвески и надежность кабелей. На участках машины и механизмы распределены за дежурными и ремонтными электрослесарями, все секции пронумерованы и закреплены за каждым горнорабочим очистного забоя.

Концевые операции выполняются по схеме ²косые звезды² на протяжении – 25 м., причем выемка пласта производится на полную мощность. Ниши длиной 0,5 м. и 1,5 м. готовятся с помощью отбойных молотков.

Доставка угля по конвейерному штреку осуществляется скребковым конвейером СП-202 длиной 150 м., а затем двумя телескопическими ленточными конвейерами 2ЛТ80-У длиной до 1000 м. каждый на сборный конвейерный бремсберг.

Расчет нагрузки за забой проведен по методике ИГД им. А.А.Скочинского на ЭВМ ( программа 11).

По результатам расчета суточная нагрузка на забой составит - 2200 т., количество циклов - 6 в сутки, добыча с цикла- 367 т., суточное подвигание – 3,8 м.

Оплата труда сдельно-премиальная.

Расчет объемов работ на цикл представлен в таблице 5.1

Таблица 5.1

Затраты на очистные работы подсчитаны по программе СС 18 и представлены в таблице 5.2.

Расчет соотношения очистных и подготовительных работ .

Условие своевременной подготовки столба следующее:

Т_подг + t_рез = Т_оч ; (*)

где

- Т_подг - общие затраты времени на подготовку столба, мес.

- t_рез – резерв времени на непредвиденные задержки, 2 мес.

- Т_оч – продолжительность отработки столба

где

- t_пр =3 мес – время на сооружение приемных площадок

- V_ш =250 м/мес –скорость проведения штрека

- L_кр =2100 м – длина крыла панели

- L_лав =150 м- длина лавы

- t_мон = 1 мес – время на монтаж оборудования

Т_подг = 14 мес;

Т_оч = 2100/100=21 мес

Таким образом фактический резерв времени при одновременном начале очистных и подготовительных работ по формуле (*)

t_рез =6мес;

т.е. этот запас чрезмерен , поэтому мы можем несколько уменьшить скорость проведения штреков, что даст экономию трудовых ресурсов в подготовительных забоях.

V_ш =156 м/мес=6м/см;

6 Подъем

Необходимое количество подземных установок.

Подъемными установками должны оборудоваться :

- клетевой ствол: двухклетьевой подъем

- скиповой ствол : для выдачи угля - двухскиповой подъем

для выдачи породы - скип с противовесом

- воздухопадающий ствол N: двухклетьевой подъем

- венстволы NN : одноконцевой плетевой подъем

Расчет угольной подъемной установки скипового ствола.

Исходные данные:

- Высота подъема со второго горизонта – H = 730 м.

- Высота отвеса каната - H₀ = 745 м.

- Подъемный сосуд – скип 1СН20-1.

- Полезная емкость скипа – 20 м³

- Насыпной вес горной массы – 1,03 Т/м³

- Грузоподъемность скипа – Q = 17500 кг.

- Вес концевого каната – 15000 кг.

- Вес порожнего скипа – Q_ск = 11900 кг.

- Система подъема.

Концевая нагрузка и канат.

Q_конц = Q + Q_ск = 150000 + 11900 = 26900 кг.

Принимается канат типа 60,5-Г-1-Н-160, ГОСТ 7668-69.

Диаметр каната d_к = 60,5 мм, вес 1 пм. P = 14,25 кг.

Разрывное усилие Q_разр = 231000 кг.

Статистический запас прочности каната:

К_ст = Q_разр / Q_конц + PH₀ = 6.61 > 6.5

6.3 Подъемная машина.

Максимальное статическое натяжение каната

F _ст =Q _конц +PH₀ =16500+14,25*730=26902,5 кг ;

Минимальный диаметр барабана:

Дб >79*d_к =4780мм;

К установке принимается подъемная машина типа 2Ц-5´2,8У с безредукторным приводом.

Техническая характеристика:

- количество барабанов –2;

- диаметр барабана – 6000 мм;

- максимальное статическое натяжение каната на барабане – 56000 кг;

- максимальная разность статических натяжений канатов – 40000 кг;

- шаг навивки каната на барабан t=68 мм;

- скорость подъемаV_макс =10 м/с;

Ширина навивки каната на барабан

где

- Ñ=30м – запасная длина каната для испытания;

- 5 – число витков трения

- 3 – дополнительные мертвые витки, обусловленные внешним углом девиации

В = 2765 мм.

6.4 Электропривод.

Ориентировочная мощность электропривода постоянного тока:

где к = 1,15 – коэффициент шахтных сопротивлений;

b =1,4 – коэффициент эффективности подьема;

К установке принимается электродвигатель постоянного тока типа П2-25/105-3,55УЧ, мощностью 2800 кВт, h=32 об/мин,

6.5 Тахограмма подъема.

Расчет элементов тахограммы при применении задатчика интенсивности приведен в таблице 6.1. Тахограмма приведена на рисунке 6.1.

6.6 Динамика подъемной машины.

Исходные данные приведены в таблице:

Приведенная масса:

Статические и движущие усилия: Fдв = Fст±Mа; Fст = kQ+P(H-2x)

Результаты расчета в таблице 6.3 и на диаграмме (рис. 6.2)

Расчет тахограммы подьема Таблица 6.1

Т_Ц =åti+1,5+15=110,8 сек.

Тц=110.9сек

РИС 6.1 Тахограмма подъема

Результаты расчета статических и движущих усилий Таблица 6.3

6.6 Эффективность привода

∑Fi=62383*10⁶ ;

F _эфф =23700 кг;

N_эфф =F _эфф V_м /102=2325 кВт.

Перегрузка электродвигателя в период основного ускорения

6.7 Производительность подъемной установки при применении задатчика интенсивности.

А'_год =3600*18300*Q/Т_ц *К_н ;

А'_год =2225т.т.,что соответствует производственной мощности шахты.

Схема подъема представлена на рис. 6.3

РИС. 6.2 Диаграмма статических и движущих усилий

38390

L_стр =51500 мм

Рис.6.3 Схема подъема.

7. Подземный 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 конвейерами большой производительности.

Группирование транспортных потоков угля будем производить на полевой магистральный штрек пласта Четвертого.

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

Подъем груза по стволам осуществляется: угля и породы – скипами типа (1сн ), емкостью (),людей и вспомогательных материалов – по клетевому стволу.

Для выбора конвейерного и его эксплутационного расчета использовалась методика программное обеспечение кафедры Горных транспортных машин СПГГИ (ТУ).

Определение минутных грузопотоков для выбора конвейеров, входящих в состав участковых и магистральных конвейерных линий.

Исходные данные:

-схема конвейрных линий (рис 7.1);

- длина очистного забоя: по пласту Тройному комплекс 2ОКП –70 –150 метров; по пласту Четвертому комплекс КМ – 138 – 180 метров.

-

лава№1 пласт Тройной лава №2

СУОКП ОКП-70 ОКП-70 СУОКП

СП-202 2ЛТ-80У 2ЛТ80-У СП-202

лава№3 пласт Четвертый лава№4

КМ-138 СП-87ПМ СП-87ПМ КМ138

СП-202 2ЛТ80-У

РИС. 4.1 Схема танспорта угля.

- Мощность пластов: n 14+13+12 – 2.78 м.n 11 – 1.44 м.

- Минимальная сопротивляемость угля резанию А рез=200.

- Сменная добыча:А12=416,7 т/см,А34=803 т/см.

- Продолжительность добычной смены Тсм =6 часов.

- Тип добычной машины и скребкового конвейера:

Лавы 1 и 2 – комбайн 1ГШ68, конвейер СП – 87ПМ

Лавы 3и 4 –комбайн КШ –3М, конвейер СУОКП – 70.

- Схема работы машины: во всех лавах односторонняя с зачисткой.

- Коэффициент машинного времени выемочной машины

- Число рабочих циклов машины в смену N=2 цикла/см.

Средний минутный грузопоток из одного очистного забоя.

Q кр = А см/60 Т см; т/мин.

Где Кп – коэффициент времени поступления угля из одного забоя на транспортную линию.

Кп =(tв+tз)/60Тсм;

Где tв – продолжительность работы выемочной машины;

Tв12 =2 часа, Тв34=2,5 часа;

Тз=lN/0.8Vmax;

Где Vmax – максимальная маневровая скорость комбайна.

Vmax12=6 м/мин.,Vmax34=5.5м/мин.

Тз12=2*180/0.85*6=70.6мин.

Тз34=2*150/0,85*5,5=64,17мин.

Тогда

Кп12=(120+70,6)/60*6=0,53;

Кп34=(150+64,17)/360=0,59;

Т.е.

Qср12=417/360*0,53=2,2т/мин.

Qср34=803/360*0,59=3,8т/мин.

Максимальный минутный грузопоток, поступающий из одного забоя при прямом ходе выемочной машины:

Q1маx=m*b*Vmax*d1*yп*U.

При обратном ходе машины:

Q2max=m*b*V1max*d2*(1-yп)*U.

Где b – ширина захвата = 0,63м.;

Vmax,V1max – максимальная скорость подачи выемочной машины:

Vmax12=6м/мин,V1 max12=5.1м/мин.

Vmax34=3.6м/мин;V1max34=3.06м/мин.

d1=Vk/(V+Vmax);

d2=Vk/(Vk-V¢max);

где Vk- скорость конвейера:Vk12=67.2м/мин.

Vk34=70.2м/мин.

1.05;

Yп12=0,63;Yп34=0,82;

Q¢1max12=1.44*0.63*6*0.63*0.92*1.33=4.2т/мин Q1¢¢max12=1.44*0.63*5.1*(1-0.63)*1.01*1.33=2.3т/мин.

Q1¢max₃₄ =2.78*0.63*3.6*0.95*0.82*1.33=6.53т/мин.

Q1¢¢max₃₄ =2.78*0.63*3.06*0.18*1.05*1.33=1.35т/мин.

Сравнивая полученные результаты смаксимальными производительностями лавных конвейеров(Q_12зк =8,1т/мин, Q_{34 зк} =6,4 т/мин)принимаем максимальные минутные грузопотоки: Q_{1 max 1} = Q _{1 max 2} =4.2 т/мин, Q_{1 max 3} =Q_{1 max 4} =6.4 т/мин.

Исходя из условия : (*)

где r=0,9 т/м³ – насыпная плотность угля;

Q_к.пр. - приемная способность конвейера, м³ /мин.

Выбираем следующие типы конвейеров для доставки угля по штрекам, прилегающим к очистным выработкам – для всех лав 2ЛТ-80 У (7,38 м³ /мин)

Расчет грузопотока для сборных конвейерных линий.

Панельный бремсберг пласта n₁₁ лавы №1 и №2 (см. рис. 7.1).

где n_б =2,4 - вероятностный параметр;

s_i – среднее квадратичное отклонение минутных грузопотоков по каждому очистному забою:

Тогда

Исходя из условия (*) и угла наклона выработки выбираем для панельного бремсберга пласта n₁₁ конвейер 2Л1000А (15,75 т/мин).

Панельный бремсберг пласта n_14+13+12 (см. рис.7.1)

Q_{1ср å 3-4} =7,6 т/мин;

Из условия (*) и угла выработки (14°) выбираем конвейер типа 2ЛБ120М-01 (22,5т/мин).

Результаты вычислений и выбора типов конвейеров представлены в таблице 7.1.

Проверочный расчет ленточных конвейеров произведен по ОСТ12.44.30-79

Исходные данные для проверочного расчета ленточного конвейера 2ЛТ80-У, предназначенного для транспорта угля представлены в таблице 7.1, определению подлежат:

- ширина ленты В, мм

- мощность привода N, кВт

- прочность ленты S_р , кН

Ширину ленты проверяем по максимальным размерам кусков груза: для ленты шириной 800 мм максимальные размеры кусков угля – 300 мм [22.табл14.1],что вполне соответствует качеству кусков угля отбитых в лаве №1(250 мм).

Площадь сечения груза на ленте в соответствии с углом наклона боковых роликов (30°) и шириной ленты выбираем [22,табл. 14.15] и она составит F=0.064 м² .

Определим необходимую скорость ленты из условия:

где К_У – коэффициент, учитывающий угол наклона конвейера, К_у =1;

К_с – коэффициент, учитывающий условия эксплуатации К_с =0,95 для полу стационарных установок.

Т.е выбранная скорость 2 м/с удолетворяет данному условию.

Так как количество погрузочных пунктов равняется 1, то суммарная приведенная масса груза на ленте вычисляется по формуле:

где L₁ - расстояние от погрузочного пункта до конца конвейера L=L₁ ;

Определим ориентировочное значение тягового усилия привода:

где q_Д =60 кг/м – масса движущихся частей конвейера;

- Н_гр =L·sinb - высота подъема или спуска груза Н=0;

- w - сопротивление движению ленты w=0,04;

Необходимый тяговый фактор находим по таблице [22 табл. 14.16]:

А=6¸10, К¢_л =1,1¸1,2.

По необходимому тяговому фактору оцениваем пригодность привода из условия:
где к_р =1 – отношение установленных мощностей двигателей первого и второго барабана.

a - угол обхвата барабана;

m =0,45 - коэффициент трения между лентой и барабаном;

Т.е. имеющийся привод пригоден по тяговому фактору.

Максимальное натяжение ленты у привода по исключению пробуксовки:

где к_тс =1,4 – коэффициент запаса тяговой способности ;

Установленная мощность двигателя :

где к=к1×к2×к3<1,5 – коэффициент запаса установленной мощности – к1=1,2, к2=1,1, к3=1,1 т.е. к=1,452;

Проверим минимальное натяжение ленты на недопустимое провисание ленты между роликоопорами:

где l_p =1,3 – расстояние между роликоопорами верхней ветви ленты

S¢¢_min =4708.704

Таким образом проверочный расчет подтверждает правильность выбора конвейера.

8 . Вентиляция

На шахте «Заполярная», как на газовой, применяем всасывающий способ проветривания. Схема проветривания – фланговая. Вентиляционный ствол предназначен для подачи свежего воздуха в шахту. Свежая струя поступает с горизонта –820 м, обеспечивая горные работы по пластам Четвертому и Тройному. Исходящая струя по фланговым вентиляционным уклонам выдается на вентиляционный горизонт –620 м и далее по вентиляционным стволам на поверхность. Все подготовительные забои проветриваются вентиляторами местного проветривания. Количество вентиляторов и трубопроводов на забой в каждом конкретном случае уточняется проектом.

8.1. Прогноз метанообильности выработок по метаноносности угольных пластов

Относительная метанообильность каждого выемочного участка определяется по формуле:

q_уч =q_пл + q_сп + q_пор ; м³ /т , (8.1)

где q_пл. – относительная метанообильность разрабатываемого пласта , м³ /т ;

q_сп - относительное метановыделение из близлежащих спутников , м³ /т ;

q_пор – относительное метановыделение из вмещающих пород , м³ /т.

8.1.1 Метановыделение из разрабатываемого пласта Четвертого (n₁₁ ).

q_пл. = q_опл + q_оу + k_ру (x-x₀ ); м³ /т,

где q_пл. – относительная метанообильность пласта , м³ /т ;

q_опл – относительное метановыделение с поверхности очистного забоя , м³ /т ;

q_оу – метановыделение из отбитого угля , м³ /т ;

k_ру – коэффициент, учитывающий метановыделение из оставленных в выработанном пространстве целиков и не вынимаемых пачек угля ; k_ру = 0,

x – природная метаноносность пласта ;

x₀ – остаточная метаноносность угля в целиках, не вынимаемых пачках, оставленных в выработанном пространстве, м³ /т ;

q_пл. = q_опл + q_{оу ,} (8.2)

q_опл = 0,6·xe^-n , м³ /т , (8.3)

где

x = 0.01·x_г ·(100-A-W)

A= 14,4 % , W= 1.8 %

x_г = 45,0 - ;

где Н_мз =760 м.,

тогда х_г =45,0-17879/1181=29,86;[КИ1] [КИ2]

x=0.01· 29.86·(100 – 14,4 - 1.8)=25.86 м³ /т

q_пл. - коэффициент, учитывающий влияние системы разработки на метановыделение из пласта;

q_пл. =1-l₁ ;

l₁ =2*b_з.д. / l_оч =0,256;

q_пл. =0,744

n - показатель степени, зависящий от скорости подвигания очистного забоя, степени метаморфизма угля, глубины разработки.

n=a₁ ·v_оч ·[0.002·(27 - v^daf )² +1];

где a₁ =0.1 - для Печорского угольного бассейна;

-v_оч - скорость суточного подвигания очистного забоя, м/сут;

v_оч =3.78 м/сут.

-v^daf - выход летучих веществ;

v^daf =40%.

n=0.01·3.78·[0.002·(27 - 40)² +1]=0.51;

следовательно по формуле (8.3)

q_опл =0.6·0,744·25.02е^-0.51 =6.7 м³ /т

q_оу =q^’ _оу + q^” _оу ;

q’_оу =x·k_пл ·[1 - k·e^-n ]·(b₃ ·k_ту +b₄ ·k^’ _ту );

q”_оу =x·k_пл [1 - k·e^-n ]·b₃ ·k”_ту ,

где b₃ и b₄ - коэффициенты, учитывающие долю отбитого угля, соответственно находящегося на конвейере и оставленного в лаве.

При односторонней выемке : b₃ =0.6 и b₄ = 0.4.

k_ту - коэффициент. учитывающий степень дегазации отбитого угля в очистной выработке на конвейере ;

k_ту =a₂ ·T^b2 _тл ,

где а₂ и b₂ - коэффициенты, учитывающие газоотдачу из отбитого угля для пласта Четвертого и Тройного после подработки ,

a₂ =0.033, b₂ =0.25

Т_тл - время транспортирования угля в лаве

Т_пл = ==2.14 мин.

k_ту =0.033·2.14^0.25 =0.04

k^’ _ту - коэффициент, учитывающий степень дегазации отбитого угля на почве в лаве;

k^’ _ту =a₂ ·Т_тпл ^b2 ;

где Т_тпл - время нахождения отбитого угля на почве в лаве при односторонней выемке угля ,

Т_тпл =76.9 мин

k’_ту =0.033·76.9^0.25 =0.098

k”_ту - коэффициент, учитывающий степень дегазации на конвейере и на штреке;

k”_ту =a₂ ·T_т ^b2 –a₂ ·T_тл ^b2 ;

где Т_тл - время нахождения угля на конвейере, которое включает в себя время нахождения в лаве и на участковых конвейерах.

Т_тл =å=++=13.25 мин

k”_ту =0.033·13.25^0.25 –0.033·2.14^0.25 =0.0228;

q’_оу = 25.02·0.744·[1–0.6·е^-0.51 ]·(0.6·0.04+0.4·0.098)= 0.74 м³ /т

q”_оу = 25.02·0.744·[1–0.6·е^-0.51 ]·0.6·0.0228 = 0.16 м³ \т

q_оу = 0.74 + 0.16 = 0.9 м³ /т

Итак по формуле (8.2):

q_пл. = 6.7 + 0.9 = 7.6 м³

Суммарное относительное метановыделение из надрабатываемых и подрабатываемых пластов-спутников составит:

q_сп = 16.34 + 33.97 = 52.39м³ /т

Расчеты представлены в таблицах 8.1,8.2

Итого по формуле (8.1) для пласта Четвертого:

q_уч = 7,6 + 52,39 = 59,99 м³ /т

8.1.2Метанообильность тупиковых выработок пласта Четвертого

Абсолютная метанообильность тупиковой выработки рассчитывается по формуле:

I_п = I_пов + I_оуп , м³ /мин,

Где I_пов – метановыделение из неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м³ /мин;

I_оуп – метановыделение из отбитого угля, м³ /мин;

I_пов = 4·10^-4 ·m_n ·b·v_n ·a₃ ·(x – x₀ )ⁿ ·k_т , м³ /мин,

Где m_n – мощность пласта, м

b - коэффициент фильтрации, b = 1;

v_п – проектная скорость проходки, м/сут, v_п = 6 м /сут;

a₃ – коэффициент для Печорского угольного бассейна, a₃ = 0.38;

Формуляр для подсчета метановыделения из пластов – спутников. Таблица 8.1

Первоочередная отработка пласта Четвертого.

1.мощность1,44м.

2. Абсолютная отметка отрабатываемого пласта-760м

3. Абсолютная отметка метановой зоны +40.

4.Н_мз =760м 5.х_г =29,86м³ /т

6.W=1,8% 7.А_з =14,4%

8.х=25,02 9.х_ог =4,5

10.х₀ = 3,77

11.к_пл =0,744

12.q_пл =7,6м³ / т

∑q_i =52.39

N – коэффициент, для Печорского угольного бассейна n=2;

k_т – коэффициент, учитывающий изменение метановыделение во времени,

k_т =

k_т =13.4 при T_пр >180 сут.

x - x₀ = 50м³ /мин

I_пов = ·1.44·1·6·0.38·8.0·13.4 = 1.13 м³ /мин

I_оуп = j·(x –x₀ )·k_ту , м³ /мин

Где j = 1.0 при проходке комбайном 4ПП-2

K_ту = a₂ ·T_у ^0.25 ;

T_у = мин

a₂ = 0.033

k_ту = 0.33·9.58^0.25 = 0.058;

I_оуп = 1.0 · 8.0 · 0.058 = 0.464 м³ /мин

I_п = 1.13+ 0.464 = 1.59 м³ /мин

8.1.3 Метановыделение из разрабатываемого пласта Тройного(n_14+13+12 )

Пласт Тройной подрабатывается пластом Четвертым, поэтому частично разгружается.

q_пл = q_опл + q_оу , м³ /т

q_опл = 0,6•x^¢ · k_пл · e^-n , м³ /т,

где x^¢ = (х-х₀ )Н/Н_р +х_0;

- где х=25,02м³ /т, х₀ =3,77 (рассчитано аналогично пласта Четвертого)

Н=20м., Н_р = 120

Т.е. х′=7,32 м³ /т

- k_пл = 0.694;

- n = 0.51

q_опл = 7.32 · 0.694 · 0.6 · е^-0.51 = 1.83 м³ /т

q_оу = q^¢ _оу + q^² _оу

q¢_оу = x^¢ · k_пл ·[1 - k·e^-n ] · (b₃ · k_ту + b₄ · k^¢ _ту );

q^² _оу = x^¢ · k_пл ·[1 - k·e^-n ]·(b₃ · k^² _ту );

k_ту = a₂ · T^b2 _тл

Т_тл =2.02 мин;

k_ту = 0.39;

k^´ _ту = 0.0934;

k^² _ту = 0.023;

T_т = 13,13 мин

q^{´ оу} = 0.197 м³ /т

q^² _оу = 0.022 м³ /т

q_оу = 0.197 + 0.022 = 0.219 м³ /т

q_пл = 1.83 + 0.219 = 2.05 м³ /т

Расчет суммарного относительного метановыделение из надрабатываемых и подрабатываемых пластов-спутников представлен в таблице 8.2 и составляет:

q_сп = 3.04 м³ /т.

Тогда по формуле (8.1)

q_уч = 3.04 + 2.05 = 5.09 м³ /т

8.1.4 Метанообильность тупиковых выработок по пласту Тройному

Абсолютная метанообильность тупиковой выработки:

I_п = I_пов + I_оуп , м³ /мин, где

I_пов = 4 · 10^-4 · m_n · b · v_n · a₃ · (x – x₀ ) · k_т ; м³ /мин

x – x₀ = м³ /мин;

I_пов = 4 · 10^-4 · 2.78 · 10 · 0.38 · 3.56² · 12.25 = 0.656м³ /мин

I_оуп = 0.24 м³ /мин

I_п = 0.65+ 0.24 = 0.89 м³ /мин

8.2 Расчет расхода воздуха для проветривания очистных и подготовительных забоев.

8.2.1Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых выработок по пласту Четвертому

По выделению метана:

Q_зп = , м³ /мин,

где I_зп - абсолютная метанообильность обособленно проветриваемой подготовительной выработки, м³ /мин

Формуляр для подсчета метановыделения из пластов-спутников Таблица 8.2

для пласта Тройного

1. m _пл =2.78 м.; 2. m _вын =2.78м.;

3.х'=7,32м³/т.; 4. Х₀ =3.76 м³ /т.;

5.к_пл =0.693; 7. q _пл =6.96 м³ /т.;

9.Н_р =60м

С - допустимая концентрация на исходящей струе CH₄ ; С = 1%.

С₀ - допустимая концентрация на поступающей, С₀ = 0

Газовыделение в призабойном пространстве определяется по формуле:

I_зп = I_оуп + I_пов20 ; м³ /мин

где I_пов20 - метановыделение с неподвижной поверхности пласта на протяжении 20 м от забоя, м³ /мин

I_пов20 = 4 · 10^-4 · m_n · b · v_n · a₃ · (x - x₀ ) · k_т ;

где k_т =

I_пов20 = 4 · 10^-4 · 1.44· 1 ·6 · 0.38 · 8² · 1.83 = 0.15 м³ /мин

I_оуп = 0.464 м³ /мин

I_зп = 0.464 + 0.15 = 0.61 м³ /мин,т.е. Q_зп =61м³ /т.

По минимальной скорости воздуха:

Q_зп = 60 · S_св · v_min = 60 · 12.8 · 0.25 = 192 м³ /мин

По наибольшему числу людей:

Q_зп = 6 · n_ч = 6 · 10 = 60 м³ /мин

Принимаем наибольшее Q_зп = 192 м³ /мин.

Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки:

Q_п =, м³ /мин,

где I_п - абсолютная метанообильность тупиковой выработки, м³ /мин;

I_п = 1.59 м³ /мин.

Q_п =159 м³ /мин

С учетом коэффициента утечек трубопровода

k_ут.тр. = 1.6

Q_п = Q_зп · k_ут.тр. = 192 · 1.62 = 311.04 м³ /мин

Принимаем Q_п = 311.04 м³ /мин

Расход воздуха у всаса вентилятора:

Q_вс.в. = Q_пв = 1.43 · Q_п = 1.43 · 311.4 = 444.8 м³ /мин

Принимаем вентилятор местного проветривания ВМ - 6М, производительность которого 140 - 480 м³ /мин.

8.2.2Расход воздуха для проветривания тупиковых выработок по пласту Тройному

По выделению метана:

Q_зп = , м³ /мин

где I_зп = I_оуп + I_пов20 , м³ /мин

I_пов20 = 4 ·10^-4 · m_n · b · v_n · a₃ · (x - x₀ )ⁿ · k_т , м³ /мин

где k_т =

I_пов20 = 4 · 10^-4 · 2,78 · 1 ·10 · 0.38 · 3.55² · 1.49 = 0.00756 м³ /мин

I_зп = 0.00756 + 0.24 = 0.25 м³ /мин

Q_зп = м³ /мин

По минимальной скорости:

Q_зп = 60 · S_св · v_min = 60 · 12.8 · 0.25 = 192 м³ /мин

По наибольшему количеству людей:

Q_зп = 6 · n_ч = 6 · 10 = 60 м³ /мин

Принимаем Q_зп = 192 м³ /мин.

Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки:

Q_п = ,м³ /мин

где I_п = 0.077 м³ /мин

Q_п = м³ /мин

С учетом коэффициента утечек в трубопроводе (k_ут.тр. = 1.6):

Q_п = Q_зп ·k_ут.тр. = 192 · 1.62= 311.04 м³ /мин

Принимаем Q_п = 311.04 м³ /мин.

Расход воздуха у всаса вентилятора:

Q_вс.в. = Q_пв = 1.43 ·Q_п = 1.43 · 311.04 = 444.8 м³ /мин.

Принимаем вентилятор ВМ - 6М.

8.2.3 Расход воздуха для проветривания очистных выработок

- по пласту Четвертому:

По выделению метана:

Q_л = , м³ /мин

где k_н - коэффициент неравномерности метановыделения ,

k_н = 1.25;

I_оч - абсолютное метановыделение из очистной выработки, м³ /мин;

I_л = , м³ /мин

где q_пл =7.6 м³ /т, А = 1250 т/сут.

I_л = 7.6*1250/1440=6.6 м³ /мин

Q_л = 924 м³ /мин

Проверим по максимальной скорости воздуха:V_л =924/60*3=5,13 м/сек.

Согласно ПБ для проветривания очистных выработок оборудованных комплексами,с разрешения директора шахты допускается на глубоких горизонтах скорость воздуха до 6 м / сек (ПБ § 161).

Q_{пост. в лаву} =Q_л ·k_ут ;

k_ут =1.7

Q _{пост в лаву} = 1570 м³ /сек.

Расход воздуха по участку

По выделению метана:

Q_уч =, м³ /мин

где I_уч - абсолютное метановыделение по участку, м³ /мин

I_уч = м³ /мин

где q_уч = 60 м³ /т, А = 1250 т/сут

I_уч = м³ /мин

Всвязи с тем ,что средствами вентиляции затруднительно бороться с газовыделением, для снижения метанообильности выработок принимается дегазация. Коэффициент дегазации принят равным 0.7.

I_уч = 60 · (1 - 0.7) = 15.62 м³ /мин

Q _уч = 15.62*1,4*10=2187.4 м³ /мин

Расход воздуха на подсвежение:

Q_доп = Q_уч - Q_{пост в лаву} = 2187.4 –1570.8= 616.6 м³ /мин

- по пласту Тройному

По выделению метана:

Q_л = , м³ /мин

где k_н = 1.66

I_л = , м³ /мин

где q_пл = 2.05 м³ /т

I_л = м³ /мин

Q_л =м³ /мин

Проверим по скорости V_л =Q_л /S_сеч =8.6/5=1.73м/с – что в допустимых пределах.

Расход воздуха по участку:

Q_{пост.в лаву} =Q_л· k_л =8.6·1.7=14.62м³ /сек.

По выделению метана :

q_уч = 5.09 м³ /т; А = 2200/сут

I_уч = 7.78м³ /мин

Q_уч =1290.9 м³ /мин=21.5м³ /сек

Расход воздуха на подсвежение:

Q_под =Q_уч -Q_{пост. в лаву} =21.5-14.62 м³ / сек

8.3 Расход воздуха для проветривания шахты.

Q_бл = 1.1(SQ_уч + SQ_пв + SQ_пог.в. + SQ_под.в. + SQ_к + SQ_ут ); м³ /мин

Где 1.1 – коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;

-SQ_уч - суммарный расход воздуха для проветривания выемочных участков, м³ /мин;

-SQ_пв – суммарный расход воздуха, подаваемый к всасу ВМП, м³ /мин

-SQ_пог.в. – суммарный расход воздуха для проветривания погашаемых выработок, м³ /мин

-SQ_под.в. – суммарный расход воздуха для проветривания поддерживаемых выработок, м³ /мин

-SQ_к – суммарный расход воздуха для проветривания камер, м³ /мин;

-SQ_ут – сумма утечек воздуха через вентиляционные сооружения, м³ /мин.

åQ_уч =2Q_{уч.Четв.} +2Q_уч.Тр =2(36,45+21,5)=115,9м³ /сек

åQ_пв =4×7,41=29,64 м³ /сек

SQ_пог.в. = Q_уч = 36,45+21.5=57,95 м³ /сек;

SQ_под.в. = 0.15(SQ_уч + SQ_пв ) = 0.15(115.9+29.64)=21.83 м³ /сек;

Расход воздуха для проветривания камер:

-для проветривания зарядной камеры

Q_кз = , м³ /мин

Где Е – емкость аккумулятора, Е = 500Ач;

-n_g – число аккумуляторов в батарее, n_g = 112;

-n_б – число одновременно заряжаемых батарей, n_б = 6;

-t_вх – температура воздуха в выработке перед камерой, t_вх = 15⁰

Q_кз = м³ /мин

-Для проветривания склада ВМ:

Q_вм = 0.07 · v_k , м³ /мин

Где v_k – объем склада ВМ, v_k = 800 м³

Q_вм = 0.07 · 500 =60 м³ /мин

SQ_к = Q_кз + Q_вм = 663 +60 = 723м³ /мин=12,05м³ /сек

SQ_ут = k_т (SQ_уч + SQ_вп ), м³ /мин

где k_т = 0.35 – при пластовой подготовке;

SQ_ут = 0.35(115,9+29,64) = 50,9 м³ /мин

Q_шахты =320 м/сек

8.4 Расчет депрессии шахты.

Для расчета выбирается ветвь с наибольшей протяженностью, по которой проходит наибольшее количество воздуха, то есть ветвь с очистным забоем по пласту Четвертому.

Общая депрессия по блоку определяется по формуле:

h_бл = Sh_н , ¶aПа

где h_н – депрессия отдельных участков, ¶aПа

h_н = , ¶aПа

где a - коэффициент аэродинамического сопротивления выработки,

-k_ф - коэффициент формы выработки:

-S – сечение выработки, м²

-L – длина выработки, м

-Q – расход воздуха, м³ /с

Аэродинамическое сопротивление выработки определяется по формуле:

R = ,кm

Результаты расчетов сведены в таблицу 8.3.

Выбор вентилятора главного проветривания производится с учетом его дебита Q_в (м³ /с) и депрессии h = 228.5 ¶aПа

Q_в = k_ут · Q_ш , м³ /с

Где k_ут = 1.2 – коэффициент утечек воздуха

Q_в = 1.2 · 320 =400 м³ /с = 16488 м³ /мин

Для данных условий принимается вентилятор ВЦД – 47.

Таблица 8.3.

Расчет депрессии шахты.

9. Охрана труда

9.1. Характеристика условий и анализ потенциальной опасности

Шахта ² Заполярная ² относится сверхкатегорийной и опасной по внезапным выбросам угля и газа. Все угольные пласты, разрабатываемые на шахте, опасным по взрыву пыли, пласт ²Тройной ² является опасным по внезапному выбросу угля и газа . Пласт ²Четвёртый ² угрожает по горным ударам . Выделение ядовитых газов в атмосферу шахты происходит только при буровзрывных работах. Породы шахты содержат более 10 % свободного кремнезёма , поэтому выработки пройденные по породе относятся к силикозоопасным .

9.2. Мероприятия по борьбе с выделениями метана

В качестве основных мероприятий по борьбе с выделениями метана предусматривается эффективное проветривание горных производительностью 100 метр куб. / в минуту каждая оборудованные пятью выработок и дегазации пластов и их спутников.

При разработке пласта Тройного в качестве защитного в первую очередь отрабатывается пласт Четвёртый.

Основным источником метановыделения является выработанное пространство участка, которое определяется в основном метановыделением из пластов – спутников. Каптаж метана производят скважинами, пробуренными на вышележащие пласты спутники в сторону падения пластов в зону разгрузки от подработки пластом Четвёртым с дегазационных штреков или с фланговых вентиляционных сбоек. На шахте работают две вакуум – насосные установки с вакуум - насосами типа ИВ – 50 .

Тупиковые выработки проветриваются вентиляторами местного проветривания типа ВМП.

Непрерывный контроль за содержанием метана в рудничной атмосфере и за работой вентилятора ведётся с помощью аппаратуры АМТ – 3 с датчиком метана ДМТ – 3 .

При проведении взрывных работ в нишах и подготовительных выработках применяются предохранительные ВВ и средства без пламенного взрывания .

9.3. Мероприятия по борьбе с пылью

Для снижения запылённости атмосферы в шахте предусмотрен комплекс мероприятий для борьбы с угольной и породной пылью , который включает в себя: использование гидрозабойки при буровзрывных работах; побелка; установка водяных завес; обмывка; связывание осевшей угольной пыли; увлажнение угля в массиве; орошение.

Все эти мероприятия приводят к тому, что запылённость на шахте ²Заполярная ² не превышает допустимой нормы.

Для локализации взрывов угольной пыли устанавливаются водяные заслоны, которыми изолируются очистные забои, подготовительные забои, откаточные выработки, крылья шахтного поля, конвейерные выработки, склад ВВ, выработки околоствольного двора.

В качестве индивидуальных средств защиты применяются респираторы при выполнении работ в нишах и на исходящей струе из лавы, при управлении комбайном, при передвижке крепи и при проходке подготовительных выработок комбайновым способом. Респираторами должны быть обеспечены все рабочие , а также надзор участка . На каждом участке ведётся учёт применяемых мероприятий по борьбе с пылью .

9.4. Мероприятия по борьбе с внезапными выбросами угля и газа

Для эффективности и безопасности разработки угольных пластов, склонных к внезапным выбросам угля и газа предусматриваются следующие мероприятия:

Опережающая отработка пласта Четвёртого, который является защитным по отношению к пласту Тройному ; применение столбовой системы разработки; дегазация угольных пластов и их увлажнение; при проведении подготовительных выработок применяется гидроотжим или гидрорыхление опережающих полостей.

9.5. Борьба с горными ударами

Основные мероприятия – первоначальная отработка пласта Четвёртого.

При этом предусматривается:

Бесцеликовая выемка; поддержание выработок на границе массива – выработанного пространства; проведение выработок узким забоем; крепление горных выработок податливой металлической арочной крепью со сплошной затяжкой.

9.6 Противопожарная безопасность

Возникновение пожара на шахте может произойти в результате неправильной эксплуатации электрооборудования, кабельных сетей, при нарушении правил ведения взрывных работ. Поэтому на шахте предусмотрен комплекс мероприятий по предупреждению возникновений пожаров .

Средства и оборудование для борьбы с пожарами:

На поверхности шахты расположен водоём и насосная установка, сеть противопожарного трубопровода, закольцованная с общешахтным трубопроводом; по всем действующим выработкам проложен противопожарный став, на котором через каждые 50 метров расположены пожарные краны; в местах возможного возникновения пожара (электроаппаратура, механизмы, сопряжения) находятся средства пожаротушения - огнетушители, ящики с песком, инертной пыли, несгораемое полотно.

На поверхности шахты и на каждом горизонте находятся специальные склады с запасами противопожарного оборудования и материалов. Для локализации пожаров - устье ствола , камеры с электрооборудованием оборудованы противопожарными дверями .

Все рабочие и инженерно – технические работники, занятые на подземных работах, обеспечены самоспасателями ШСС - 1 и знакомятся с запасными выходами.

Основные мероприятия противопожарной защиты:

Расположение на крыле пласта одного выемочного участка;

Прямоточная и обособленная схема проветривания очистных и подготовительных работ

Выемка пластов без оставления промежуточных целиков ;

Огнестойкое крепление всех подготовительных выработок (металлическая арочная крепь с железобетонной затяжкой).

9.7. Электробезопасность

Монтаж, наладку, эксплуатацию, электрооборудования производят лица, сдавшие техминимум, знающие технику безопасности.

Предусмотрены следующие правила безопасности:

Для защиты от поражения электрическим током предусмотрена система заземления всех электроприёмников, а также корпусов и кожухов распределительных ячеек, трансформаторов и кабелей, состоящая из двух главных заземлителей и сети местных заземлителей ;

Непрерывный контроль уровня сопротивления и изоляции в шахтных сетях напряжением до 1 кВ осуществляется при помощи реле утечек. Защитное отключение осуществляется электроблокировкой с помощью устройств БРУ ;

Основными средствами индивидуальной защиты являются диэлектрические перчатки. При обслуживании ГПП и ЦПП кроме диэлектрических перчаток применяются диэлектрические боты , изолирующие коврики и подставки.

9.8. Промышленная санитария

На шахте организовано хранение, сушка, обезпыливание и стирка спецодежды. Сушка и обезпыливание производится ежедневно , стирка производится не менее двух раз в месяц .

Периодически производятся занятия по обучению подземных рабочих оказанию первой медицинской помощи. На шахте функционирует медицинский пункт .

В каждом забое имеются медицинские аптечки для оказания первой медицинской помощи.

Воздух рабочей зоны в подземных условиях не должен содержать свыше предельно - допустимой концентрации:

-Пыли угольно – породной, содержащей 10 – 70 % свободной двуокиси кремнезёма – 2 мг / куб. метр ;

-Пыли угольной, содержащей 2 – 10 % свободной двуокиси кремнезёма – - 4 мг / куб. метр.

В АБК шахты устроены санитарно – бытовые помещения. Рабочие и инженерно – технические работники обеспечиваются мылом , полотенцами и тапочками .

9.9. План ликвидации аварий

План ликвидации аварий (ПЛА) разрабатывается службой главного инженера шахты и предусматривает все возможные возникновения аварийных ситуаций, меры по их предупреждению, ликвидации и намечает кратчайшие пути вывода людей на поверхность и прохода горноспасателей к месту аварии.

ПЛА разрабатывается два раза в год и за пятнадцать дней до нового полугодия утверждается техническим директором объединения ² Воркутауголь ²,

Также согласовывается с командиром ВГСЧ.

Графическая часть ПЛА включает в себя:

-Схему вентиляции шахты ;

-План – схему всех противопожарных средств;

-План поверхности шахты с указанием выходов на поверхность и подземных путей к ним;

-Схему электроснабжения шахты;

-План околоствольного двора в масштабе 1: 200 с указанием расположения вентиляционных устройств.

ПЛА со всеми приложениями находится у главного инженера шахты, горного диспетчера и командира ВГСЧ.

Ответственным лицом по ликвидации аварий является главный инженер шахты или лицо, его заменяющее. До его прибытия ответственным руководителем работ по ликвидации аварии является горный диспетчер .

.

10 . 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 сучетом 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 требобованием 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.

Обьем водосборника состоит из аварийного и регулировочного.

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

W_А =4*Q_max =4*143=572м³

Регулировачный объем:

W_{р min} =0,5*Q_max =72 м³ ;

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

Вода из выработок по отводящей канавке 1 (рис.10.1) поступает в вертикльный водосборник – отстойник 2. Твердое оседает на дне, поднимается и грузится в механические средства.

Рисунок 10.1Схема водоотливной установки

Необходимый минимальный диаметр вертикальной части:

D_В =0.2*ÖQ_Н =2,6 м.

Требуемые объемы водосборников(аварийный и регулеровочный) обеспечивается проведением в сторону приемных колодцев наклонных выраьоток 6, пройденных под углом не менее 5°.

Вода в наклонный водосборник 6 поступает снизу вверх уже частично осветленная.

Вследствие большого наклона почвы выработок 6 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 Q_maks =3432 м³ /сутки.

Ориентировочный напор насоса:

H₁ =H_г +i*(L+ål_экв );

Где Н_г –геометрический напор,Н_г »400 м.

- i- гидравлический уклон, i=0.03;

- L – длина нагнетательного трубопровода;

L=H_г /sinα+l₁ +l₂ +l₃ ;

L=400+20+20+20=460м.

ål_экв =100∑ζ_м ;

тогда Н₁ =400+0.05(460+250)=435,5м.

Q_min =Q_max /20=171.6м³

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

Напор одного колеса при закрытой задвижке Н_ко =

Проверка рабочего режима на устойчивость:

Н/Z·Н_ко <0,95;

Н_г /5Н_ко =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 внасосной 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:

в =Ö4Qн/3600Пv

Qн – нормальная подача насоса

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

d = 0,0121ÖQн = 0,0121Ö171,6 = 0,159 м.

Расчетное давление:

Pp = 1.25 rgĤ

p = 1020 плотность шахтной воды

Ĥ = 435,5 – необходимый напор насоса

Pp = 1.25* 1020 * 9.81 * 435.5 * 10^{6 =} 5.45 мПа.

Минимальная толщина стенки:

d₀ = Pp/ 0.8d_в

Временное сопративление разрывов:

d_в = 350 мПа (Ст 2 сп)

d₀ = 5,45/ 0,8*350 = 0,0194 м.

Расщетная толщина стенки:

в = 100p[d₀ +(d_кн + d_кв )t] / 100-kq

где d_кн = 0,25 мм/год

d_кв = 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%

в = 100 [1.94+( 0.25+0.1)*15] / 100-15 = 8.45 мм

Наружный диаметр трубопровода :

d_H = в + 2d = 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 поопорам 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 6 и насосами №1,2,3 (рис. 10.1).

В пределах насосной камеры трубопровод закольцован и оборудован распредельными задвижками 8,9, что образует коллектор. С помощью этих задвижек каждый из насосов может работать на один из напорных ставов. Здесь же имеется трубопровод 12 для слива воды из става путем открывания коммутационных задвижек 10 и 11. 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/м³

Мощность двигателя :

N_g = r*g*Q / 1000*3600*h = 288 кВт

Ближайший больший по мощности двигатель ВАО2-450В-2

Коэффициент запаса k_g = 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

.

12.2 РАСЧЕТ ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ УЧАСТКА №7

Электрооборудование участка

Таблица 12.2.1

Данные для расчета:

Суммарная мощность электродвигателей 779кВт. (SРэл.=779)

Коэффициент спроса 0.6 (к_с =0.6)

Коэффициент трансформации 0.6 (cosj =0.6)

Два трансформатора ТСШВ.

Выбор мощных силовых трансформаторов.

Выбор ПУПП 1.

Электрооборудование получающее питание от ПУПП 1

Таблица 12.2.2

Общая установленная мощность для ПУПП 1 SР=634кВт.

Коэффициент спроса: к_с =0.4+0.6Р_max /SP=0.6

Определим расчетную мощность: Sр₁ =к_с SР/cosj=634кВА

Уточняем мощность:Sр₁ ^/ =Sр₁ /1.25=507.2кВА

Принимаем передвижную трансформаторную подстанцию ТСШВ 630/6

Таблица12.2.3

Выбор ПУПП 2

SР=239кВт; к_с =0.6

Определим расчетную мощность второго трансформатора: Sр₂ =к_с SP/cosj=239кВА

Уточняем мощность: Sр₂ ^/ =Sр₂ /1.25=191.2кВА

Принимаем ТСШВ 250/6

От ЦПП до РПП ток идет по одному кабелю, сечением 3х35мм² .

Сечение кабеля по длительно допустимому току выбираем по таблице.

Расчетный ток, идущий по кабелю: Iр=Sр/Ö3U

Для ПУПП 1 Iр=60.6А; для ПУПП 2 Iр=24.1А

SIр=60.6+24.1=84.7А

Расчет по току короткого замыкания.

S=I_{¥ ф} /с

Где: I_¥ - установочный ток к. з. ; t_ф =0.25-приведенное время действия тока к. з. ; с=145^о -коэффициент, учитывающий температуру нагрева жилы.

I_¥ =U/

Для 35мм² R=0.52; X=0.087- табличные данные.

I_¥ =1468A; S=5

Расчет сечения по потере напряжения.

U%=ILcosj100/RSUн=1.83

Где:L=500м; S-сечение кабеля; I-расчетный ток; R=5-удельная проводимость меди; Uн=6кВ.

Для обеспечения нормальной работы участковых электроприемников потеря напряжения в высоковольтных кабелях для напряжения 6кВ, от ЦПП до ПУПП, не должна превышать 150В.

Расчет сечения кабеля по экономической плотности тока.

S_э =Iр/i_э =33.8

Где: i_э =2.5-берется из таблиц.

S_э -удовлетворяет выбранному кабелю.

Принимаем кабель СБН-3х35мм² .

Расчет электроснабжения участка.

Выбор кабеля от РПП до ПУПП.

Кабель от РПП до ПУПП принимается так же, как и кабель от ЦПП до РПП и его нагрузка была рассчитана с учетом одной лавы. Принимаем кабель СБН-3х35мм² .

Выбор гибких кабелей.

ПУПП 1 и ПУПП 2 расположены на конвейерном штреке. Подстанции используются как полустационарные и могут находиться до 200 метров от лавы.

Принимаем расстояния от ПУПП 1 до РПП 1 – 20м., от ПУПП 2 до РПП 2 – 20м.

С учетом провисания кабеля (10% ) длина магистральных кабелей по 22 метра к

каждый. Принимаем от ПУПП 1 до РПП 1 2 кабеля КГЭШ 3х70 мм² , от ПУПП 2 до РПП 2 2 кабеля КГЭШ 3х50 мм² .

Расчет ведем при длине лавы – 160 метров, расстояние от обоих РПП до места сопряжения забоя с вентиляционным штреком – 40 метров.

Длины и сечения кабелей токоприемников лавы.

Таблица12.2.4

Сечения кабелей выбраны по допустимым токовым нагрузкам. Коэффициенты спроса для РПП-1 и РПП-2 принимаем по 0.6.

Проверим кабельную сеть участка по потере напряжения в рабочем режиме.

Проверим сеть по потере напряжения для двигателя комбайна и для двигателя штрекового конвейера, как для наиболее мощных и отдаленных потребителей от ПУПП-1.

Допустимые потери напряжения: Uдоп.=65В

Потери напряжения в трансформаторах.

Uт=b(Uа cosj+Uр sinj)Uн

Uт₁ =15В

Где: b=S_р1 /Sт=0.8-коэффициент загрузки трансформатора;

Uа=Pм/Sт=0.007 -активные потери в трансформаторе; Pм=4.4кВт;

Sт=630В;

Uр=3.4 10^-2 –реактивные потери.

Uт₂ =16.8В

Где: b=0.76; Uа=0.01; Pм=2.6кВт; Uр=3.5 10^-2 .

Потери напряжения в магистральном кабеле от ПУПП до РПП.

Uк=Iр/(Rcosj+Xsinj)

Iр=Sр^/ /Uн Iр₁ =444А; Iр₂ =167А.

Uк₁ =5.8В; Uк₂ =1.5В.

Потери напряжения в штрековом конвейере СП-202.

Uкон=14.7В

Потери напряжения в кабеле комбайна.

Uком=15В

Общие потери напряжения в цепи питания.

Для ПУПП 1 SU₁ =50.8 < 65В

Для ПУПП 2 S U₂ =33.1 < 65В

Проверим сечения кабелей по потере напряжения в пусковых режимах.

Определим сопротивление трансформатора для ПУПП 1.

Rт₁ =Pк₁ Uн² 10³ /Sн² =0.0058 Ом; Zт₁ =Uк.з.Uн² 10³ /100Iн=0.018 Ом; Xт₁ =Öz² _т1 +r² _т1 =0.017 Ом.

Сопротивление кабеля комбайна: Rкк₁ =0.16 Ом; Xкк₁ =0.027 Ом.

Сопротивление магистрального кабеля: Rкм₁ =0.016 Ом; Xкм₁ =0.0027 Ом.

Сопротивление трансформатора для ПУПП 2.

Rт₂ =0.0198 Ом; Zт₂ =0.046 Ом; Xт₂ =0.041 Ом.

Сопротивление магистрального кабеля: Rкм₂ =0.062 Ом; Xкм₂ =0.00145 Ом.

Сопротивление кабеля конвейера: Rкк₂ =0.024 Ом; Xкк₂ =0.016 Ом.

Суммарные сопротивления.

Для ПУПП 1: S R₁ =Rт₁ +Rкк₁ + Rкм₁ =0.17Ом; SX₁ =Xт₁ +Xкк₁ +Xкм₁ =0.0477Ом.

Для ПУПП 2: S R₂ =Rт₂ +Rкк₂ + Rкм₂ =0.1Ом; SX₂ =Xт₂ +Xкк₂ +Xкм₂ =0.058Ом.

Потери напряжения от нормально работающих двигателей в электрических сетях

через которые питаются пускаемые двигатели.

Uп.р.=850/Uн(SPп.р.(Rт+Xт)+SPп.р.(Rкм₁ +Xкм₁ ))

SPп.р.₁ (ПУПП 1)=315кВт; SPп.р.₂ (ПУПП 2)=145кВт.

Для ПУПП 1: Uп.р.₁ =15В.

Для ПУПП 2: Uп.р.₂ =5.9В.

Напряжение на двигателе ГШ-68 при пуске:

Iп=850А; cosj_п =0.5.

Uн-Uп.р.

Uп= ----------------------------------------

1+Iп/Uн(SRcosj_п +SXsinj_п )

Uп³0.8Uн³528 В. Uн- Uп.р.

Напряжение на двигателе при перегрузке: Uпер= --------------------------- 1+0.87Iп/Uн(SR+SX)

Uпер³0.85Uн³561 В.

Двигатели для ГШ-68: ЭДКО5Р-75 ; для СП-202: ЭДКОР-53

P=132кВт P=45кВт

cosj=0.88 cosj=0.89

h=92.5% h=93%

Напряжение на двигателе комбайна при пуске: Uп=535 В³528 В – удовлетворяет.

При перегрузке: Uпер=562 В³561 В.

Напряжение на двигателе штрекового конвейера при пуске: Uп=645 В³528 В.

При перегрузке: Uпер=651 В³561 В.

Значит выбранные нами кабеля выбраны верно.

Расчет токов короткого замыкания.

Для расчета токов короткого замыкания составляют расчетную схему, по расчетной схеме составляют схему замещения и все элементы заменяют соответствующими сопротивлениями.

Весь расчет ведем для двухфазного короткого замыкания.

Iк.з.=Uн/2;

На ПУПП 1: Iк.з.=Uн/2Ö(r_{р .c.} +r_т +r_{к . л .} l_пр )² +(x_{р . с .} +x_т +x_{к . л .} l_пр )² =5970 А.

Для трансформаторов свыше 400 кВА r_{р . с .} и x_{р . с .} – сопротивление высоковольтной распределительной сети, при расчете, обязательно учитывается.

На ПУПП 2: Iк.з.=Uн/2(=6984 А.

На РПП (на фидере): Iк.з.=Uн/2Ö(R+r_п l_{пр .} )² +(X+x_п l_{пр .} )²

Где: r и x – активные и индуктивные сопротивления кабелей.

l_пр – приведенная длина кабелей.

Аналогично, по данной формуле, находим значения Iк.з. для других потребителей участка. Данные Iк.з. сведены в таблицу 12.2.5.

Значения токов короткого замыкания, токов уставок и типы магнитных пускателей.

Таблица 12.2.5

Выбор пусковой и защитной аппаратуры.

Выбираем автоматический фидерный выключатель для РПП 1.

Так как рассчитанный ток магистрали Iм=444 А, принимаем выключатель АФВ-3 на Iн=500 А.

Выбираем уставку: Iуст³ Iпуск.дв.+SIн³1262 А.

Iуст=1500 А.

Проверяем на отключение: Iоткл³1.2Iк.з.³9893 А.

Iоткл=10000 А.

Проверяем по допустимому условию: Iк.з./Iуст³1.5

Iк.з./Iуст=3.5 – удовлетворяет.

Выбранный фидерный выключатель удовлетворяет данным условиям.

Аналогично выбираем фидер для РПП 2.

АФВ-1 А на Iн=200 А.

Iуст³376 А; Iуст=800 А так как удовлетворяет условию: Iк.з./Iуст³1.5

Iк.з./Iуст=8

Аналогично выбираем и проверяем магнитные пускатели для других потребителей участка. Данные расчетов сведены в таблицу 12.2.5.

12.3 МЕРЫ ЗАЩИТЫ ОТ ПОРАЖЕНИЯ ЭЛЕКТРИЧЕСКИМ ТОКОМ

Система электрической защиты в шахтах не допускает поражения людей, возникновения пожаров, взрывов газа и пыли от электрического тока. Защита людей осуществляется применением защитного заземления. В подземных установках применяются реле утечки тока с автоматической блокировкой поврежденной сети.

Правилами безопасности запрещается:

1. Обслуживание и управление электроустановками напряжением выше 1140 В без защитных средств.

2. Обслуживание и управление электроустановками напряжением до 1140 В, не защищенными реле утечки , без диэлектрических перчаток , за исключением электрооборудования напряжением 42 В и ниже .

3. Ремонтировать части электрооборудования и кабели находящиеся под напряжением , присоединять и отсоединять искроопасное электрооборудование под напряжением .

4. Эксплуатировать электрооборудование при неисправных средствах взрывозащиты , блокировках , заземлениях , аппаратах защиты , нарушениях схем управления , поврежденных кабелях .

5. Иметь под напряжением неиспользуемые электрические цепи.

6. Открывать крышки взрывобезопасного электрооборудования без отключения напряжения и без замера концентрации метана.

В подземных выработках шахт должна устраиваться общая сеть заземлений, которая создается путем непрерывного соединения между собой всех металлических оболочек и заземляющих жил кабелей, с присоединением их к главным и местным заземлителям. Главные заземлители устраиваются в зумпфах и водосборниках. Их число должно быть не менее двух. Для местных заземлений устраиваются искусственные заземлители, которые представляют три соединенных между собой, стальным тросом, хомута, которые крепятся на рамы арочной крепи. Общее переходное сопротивление сети заземления, измеренное у любых заземлителей, не должно превышать 2 Ома.

12.Э Л Е К Т Р О С Н А Б Ж Е Н И Е

12.1 РАСЧЕТ ВНЕШНЕГО ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЯ ШАХТЫ «ЗАПОЛЯРНАЯ»

Исходные данные: Аг=2100000 тонн – производственная мощность шахты.

Тmax=5000 часов – число часов использования максимума.

Wуд=50 кВт ч/т – удельный расход электроэнергии на1 т. добычи.

В настоящий момент шахта «Заполярная» получает электропитание от линии с напряжением 35 кВ. На шахте ведутся работы по переводу ее с 35 кВ на 110 кВ. Это позволит при тех же затратах снизить потери энергии, улучшить режим напряжения при пуске и работе крупных электроустановок шахты (подъемные, вентиляторные установки и т.д.), использовать более современную коммутационную аппаратуру.

Поэтому мы проведем расчет электроснабжения шахты от линии 110 кВ.

Определение расчетной нагрузки шахты методом удельного расхода электроэнергии на 1 тонну угля:

Pр=Wуд Aг/Tmax=210000 кВт.

Определение мощности трансформаторов ГПП.

Реактивная мощность: Qр=Pр tgj=14700 кВар.

Где: tgj =0.7- средневзвешенный коэффициент мощности.

Полная мощность: Sр=к_рм =17050 кВА.

Где: к_рм =0.9- коэффициент равномерности максимумов для всех электроприемников шахты на шинах 35-110 кВ.

Выбираем по величине расчетной нагрузки количество и марку силовых трансформаторов.

На ГПП шахты должно стоять два трансформатора, каждый из которых должен быть рассчитан на 70 % от полной потребляемой мощности.

Sтр=Sр 0.7=11903 кВА.

13. Автоматизация

Выбор перечня автоматизированных объектов шахты обосновывается на требованиях ПБ, ПТЭ и НТП.

Прежде всего автоматической должна быть газовая защита и контроль рудничного воздуха, система проветривания и калориферных установок.

-автоматизированное управление конвейерными линиями,

-автоматизированным должен быть водоотлив и подъем шахты, а также энергоустановки : ЦПП, компрессорные, котельные и ламповые,

- процессы в очистном забое должны быть согласно НТП автоматизированы на

95%, а в проходческих забоях на 25%.

Структурная схема оперативно-диспетчерского контроля и управления современной угольной шахты с полностью автоматизированными скиповыми подъемами, водоотливными и калориферными установками, центральной подземной подстанцией и насосными установками хозяйственного водоснабжения, показано на рисунке 13.1. Управление поверхностной и подземной подстанциями, главной вентиляторной установкой и вентиляторами местного проветривания, установкой главного водоотлива осуществляется централизовано диспетчером.

В очистных и подготовительных забоях на подземном транспорте и в околоствольных дворах, на технологическом комплексе поверхности, управление осуществляют операторы или машинисты.

Сменный диспетчер ЦДП выполняет только оперативное руководство, не вмешиваясь в вопросы технологии. В его функции входят: контроль за выполнением плана по шахте в целом, контроль и учет выполнения плана отдельными добычными участками, координация деятельности взаимосвязанных производственных участков, контроль за снабжением участков материалами, оперативное вмешательство в ход производственного процесса при различных нарушениях и возникающих аварийных ситуациях. Кроме того, диспетчер ЦДП контролирует работу и состояние основных агрегатов, машин и механизмов, производит учет машинного времени и простоев оборудования, а также управляет отдельными установками, обобщает полученную за смену информацию, анализирует ее и представляет руководству горного предприятия.

Сообщение, поступившее на ЦДП, должно четко указывать на вид информации (оперативная, аварийная и т.д.), с какого объекта она получена, наименование параметра (скорость, ток, производительность),время ее регистрации и количественое значение.

К техническим средствам, применяемым при диспетчерском управлении шахт, относятся устройства отбора и формирования, передачи, отработки предствления и отображения оперативно-производственной информации, а также различные виды диспетчерской связи.

Согласно НТП диспетчерская связь должна предусматриваться с помощью следующих средств связи:

- прямой телефонной;

- громкоговорящей;

- распорядительно-почтовой;

- радио;

- систем передачи для связи с движущимися объектами;

- силовые кабели;

- промышленное телевидение.

Необходимо обеспечивать прямую телефонную связь диспетчера шахты – с директором и главным инженером предприятия с подразделением ВГСЧ.

В составе аппаратуры диспетчерской связи следует предусматривать оборудование для автоматической записи диспетчерских переговоров, допускающее независимую запись с каждого рабочего места диспетчерского пульта и автоматически выключающуюся при поступлении сигнала от аварии.

На шахтах необходимо предусматривать диспетчерскую аварийную громкоговорящую связь и оповещение об авариях с установкой абонентных устройств:

- в местах посадки людей в клети;

- погрузочных пунктах очистных забоев;

- во всех подготовительных забоях на расстоянии не менее 15-20 метров от груди забоя;

- в камерах машинистов лебедок на уклонах и бремсбергах;

- в камерах ВМ;

- в других местах в соответствии с планом по ликвидации аварии.

Автоматизация забойного оборудования.

Автоматизация забойных машин позволяет повысить производительность машин путем более полного использования мощности их электродвигателей; освободить машиниста от части функций управления машиной; повысить качество добытого угля и снизить его себестоимость.

Автоматическое регулирование нагрузки выемочных машин на существующем сегодня уровне возможно лишь путем изменения скорости подачи .

Регулятор нагрузки УРАН – это комплектное устройство, предназначенное для автоматического поддержания нагрузки двигателя очистного комбайна (например 2КШ3) на заданном уровне путем изменения скорости подачи, а также для дистанционного управления комбайном, конвейером, предохранительной лебедкой.

На рис.13.2 приведена функциональная схема регулятора УРАН. В состав конструкции регулятора размещенной в механизме подачи 1ГШ05, входит источник питания, электронный блок, блок индикации, панель аппаратов, датчик скорости подачи, пульт управления. Регулятор имеет два канала регулирования: скорости и нагрузки. В канал регулирования скорости входят блок канала БКС, задатчик скорости и направления подачи ЗС, датчик скорости и направления подачи ДС и блоков реле и выходных устройств.

Канал нагрузки состоит из блока канала нагрузки БКН, датчиков тока ДТ1, ДТ2, ДТ3; задатчиков уставок нагрузки ЗТ1, ЗТ2, ЗТ3 ; задатчиков номинального тока ЗН и задатчика длительности импульсов ЗИ.

В зависимости от величины и соотношения входных сигналов тока и скорости регулятор работает в одном из следующих режимов: пуск комбайна, стабилизация нагрузки.

В блоке регулирования скорости сигналы управления формируются в зависимости от соотношения фактической и заданной скоростей с учетом степени загрузки двигателя резания. Величину и направление скорости подачи задают реверсивным задатчиком скорости ЗС. В зависимости от заданного направления подачи сигнал, поступающий с ЗС подается на усилители А1 или А2 и после усиления через диоды VД23, VД24 на трехвходовую схему выделения наибольшего ситгнала.

Сигналы от реверсивного датчика скорости ДС через выпрямители И1 или И2 подаются на схему сравнения С2, выполненную на резисторах. Далее выходные сигналы соответствующие фактической скорости по виличине и направлению, через фильтры Z3 и Z4 и диоды VД13, VД15 трехвходовой схемы выделения наибольшего сигнала падаются в каналы увеличения или уменьшения скорости подачи через усилители ДА8, А3, К1, А7 (или ДА9, А4, К2, А8) к электрогидрораспределителю ЭГР. В этих каналах реле К1 и К2 выполняют гальваническую развязку искроопасных цепей регулятора и искробезопасных цепей регулятора, и искробезопасных цепей ЭГР.

На диоды VД25, VД26 поступает выходной сигнал реле контроля превышения фактической скорости подачи над заданной. Реле выполненно на операционном усилителе ДА6, на вход которого через диод VД12, VД14 поступает сигнал о величине фактической скорости подачи, а на неинвертирующий вход через диоды VД21 или VД22- сигнал о модуле заданной скорости подачи.

Выходные сигналы трехвходовых схем выделения наибольшего из них падаются на релейные усилительные элементы сравнения, на входах которых сравнивается фактическая и заданная скорости подачи. Сигналы с усилителей ДА8, ДА9 через усилители мощности А3, А4 включают реле К1 или К2, контакты которых через усилители А7, А8 включают электрогидрораспределитель ЭГР,регулирующий производительность гидронасоса и скорость подачи.

Обнуление скорости подачи при пусках комбайна осуществляется следующим образом. В исходном состоянии при включении напряжения питания включается реле времени РВ1 и на 2-3 с. электронный ключ SА шунтирует выходы задатчика ЗС, что равносильно заданию нулевой скорости. Этого времени достаточно для установки статора гидронасоса подачи в нейтральное положение и обесчпечения плавного набора скорости подачи независимо от положения переключателя задатчика скорости. Для включения реле управления предохранительной лебедкой предусмотрен усилитель А5, сигнал на выходе которого формируется схемой совпадения DD при нейтральном положении задатчика ЗС или при шунтировании его ключом SА при пусках. В этом случае на обоих выходах задатчика отсутствуют сигналы, а на выходе элемента DD возникает максимальное напряжение.

Канал регулирования нагрузки БКН воздействует на канал регулирования скорости БКС через выходные цепи 8 и 11. Сигналы от датчиков тока в масштабирующих устройствах приводятся к одинаковым величинам при одинаковых загрузках двигателей и с помощью схемы выделения из них наибольшего из них ВНС через фильтр Z1 поступают в схему сравнения С1, выполненную на операционном усилителе DА1, на второй вход которого подается сигнал от задатчика ЗН. При номинальной загркзке всех двигателей сигналы на обоих входах усилителя DА1 одинаковы, а его выходной сигнал отсутствует.

Рассмотрим взаимодействия блоков БКН и БКС при различных сочетаниях загрузки двигателей и скорости подачи.

Если фактическая скорость подачи меньше заданной ( Vср< Vзад) и двигатели недогружены более чем на 25% от Vзад, на выходе DА1 формируется сигнал,вызывающий появление высоких постоянных напряжений на обоих выходах формирователя F. Сигнал с выхода 11 через диод VD28 пройти не может и не влияет на равботу БКС. Таким образом, при недогрузке более 25% блок канала скорости формирует управляющие сигналы, не учитывая работу БКН. Так как Vср < Vзад, то с выхода усилителя А1 от задатчика ЗС через диод VD24 на резистор R1 выдается большое напряжение, чем от датчика скорости DС через диод VD23 на резистор R2. Такое соотношение на сборных шинах А и В приводит к появлению отрицательного патенциала на выходе усилителя DА8 и положительного на выходе DА9, в результате чего усили тели А3, К1, А7 отключаются, а усилители А4, К2, А8 включаются, что приводит ЭГР в положение увеличения скорости подачи в непрерывном режиме. При уменьшении недогруза до величины 5-25% соотношение сигналов на выходе усилителя DА1 таково,что на выходе формирователя F положительное напряжение сменяется импульсным. В блоке канала скорости это также приведет усилитель А8 из постоянно включенного состояния в импульсно включаемое. Интенсивности увеличения скорости и нагрузки уменьшаются.

При нормальной загрузке ( с точностью ± 5%) положительные импульсы с выхода 8 исчезают и на нем появляется отрицательное напряжение, которое из-за встречного включения VD11 в БКС не проходит. Усилитель DА6 оказывается под воздействием положительного сигнала, подаваемого на неинвертирующий вход. После усиления такой сигнал через диоды VD25.VD26 переводит усилители DА8 и DА9 в отключенное состояние – воздействие на ЭГР прекращается.Следовательно, при номинальной загрузке двигателей комбайна скорость увеличиваться не может, даже если она меньше заданного значения.

При перегрузке в пределах 5-25% состояние сигнала на выходе 8 формирователя F не меняется, остются выключенными К1, А7 и К2, А8. На выходе 11 формирователя F появляются импульсы отрицательной полярности, которые через диод VD28 и электронный ключ SA импульсно закорачивают выходы задатчика скорости, что приводит к импульсному включению реле обнуления подачи К3, А6 и переводу ЭГР в режим уменьшения скорости подачи ( см. таблицу на рис.).

Если при этом прергруз не уменьшится , а возрастет выше предела 25%, то усилители К3, А6 включатся на постоянное снижение скорости подачи до нуля ( см. таблицу на рис.).

В случае соотношения скоростей подачи Vф > Vзад процессы регулирования протекают аналогично, при этом состояние выходных релейных элементов приведено в таблице ( см. рис.).

14 Экология горного производства

14.1. Проблемы экологии

Город Воркута и шахты строились одновременно, градообразующим фактором служила угольная отрасль.

Процесс добычи угля и обогащения горной массы ограничивается чисто механическим воздействием на нее. Поэтому основным загрязняющим компонентом является угольная пыль. Кроме того, на шахтах имеются котельные, в атмосферу выбрасываются бытовые газы.

Большинство котельных переведено на сжигание попутного газа метана, что снижает обьем выбросов и исключает выбросы ангидрида и золы.

Специфическим для угольной промышленности является попутный газ метан, но так как он в два раза легче воздуха, сразу поднимается в верхние слои атмосферы, не оказывая влияния на окружающее среду.

Предприятия угольной промышленности воздействуют на природную среду по следующим направлениям:

- на атмосферу – выбросами газов и золы от котельных и угольной пыли от УОФ;

- на водоемы – сбросом сточных вод шахтного водоотлива,по химическому составу подземные воды Воркутского месторождения нетральны,и загрязнены только угольной взвесью;

- на почвы – складированием пустой породы.

Для снижения выбросов в атмосферу ведутся работы по оснащению пылиулавливателями котельных, перевод котлоагрегатов на газ метан.

Для улучшения охраны водоемов строяться очисные сооружения биологической очистки, групповые станции физико-химической очистки шахтных вод.

Проблемы в вопросах охраны природы:

1. Утилизация угольного шлама – необходимо его обезвоживание и брикетирование. По зольности ( до 20% ) он может использоваться в качестве топлива.

2. Размещения отходов углеобогащения (шахтной породы ).

При сплошной системе разработки,когда выработанное пространство обрушается сразу за выемкой,захоранение породы в шахте исключается.

14.2. Мероприятия по охране окружающей среды

- завершение работ по очистке прудоотстойника шахтных вод от взвеси;

- очистка главного водосборника механическим способом с погрузкой в вагонетки;

- загрязненные воды с основной промплощадки направить по водоотводной канаве в отстойник шахтных вод;

- разработка проекта и строительство дамбы на угольном складе;

- выполнение работ по очистке протекающих по территории шахты ручьев Большой – Малый Дозмершор;

- уборка территории тракторного гаража и у пункта заправки от отходов с наличием нефтепродуктов.

14.3 Данные по экологическому состоянию на шахте

Рекультивация нарушенных земель и снятие нарушенного слоя почвы,га:

- нарушено земель всего – 65.81;

- отработано нарушенных земель – 27.71.

Хозяйственно-бытовые стоки ш.”Заполярная” передает на очистные сооружения УТВК.Шахтные воды на время зачистки прудоотстойника сбрасываются в шламонакопитель УОФ, деятельность которой прекращена.

Характеристика выбросов вредных веществ в атмосферу (в целом по предприятию,т/год) – (табл.14.1).

Плата за выбросы,сбросы,размещение отходов,загрязняющих веществ в окружающую среду на 1997 год – (табл.14.2).

15. Технико – экономическая часть.

15.1 Капитальные затраты на строительство шахты «Заполярная»

производственной мощностью 2,1 млн тонн в год.

Расчеты выполнены на ЭВМ по программам серии СС, кафедры РПМ СПГГИ(ТУ). Результаты расчетов представлены в таблице 15.1.

Таблица 15.1

Основные фонды

Ф = 671 024 429 руб.

Основные фонды, зависящие от отработки запасов

Ф₁ = åК_к ^гор + 0,66 åК_к ^стр = 336669279 + 0,66 · 65 645 442=377 995 270 руб

Основные фонды, не зависящие от отработки запасов

Ф₂ = Ф - Ф₁ = 671 024 429 – 377 995 270 =293 029 159 тыс. руб.

15.2. Определение производственной себестоимости угля

1. Численность рабочих по списку

N_р = -86,29 + 91,46 · n₂ + 0,039 · А₁ + 17,91 · L_под + 0,31 · åH + 20,23 · n = -86,29 + 91,46 · 4 + 0,039 · 7000 + 17,91 · 36 + 0,31 · 1020 + 20,23 ·2 = 1554 чел.

2. Численность ИТР и АУП

N_ИТР = 54 + 0,37 · Ф^0,456 · 10^{- 3} + 0,97 · L_под + 0,05 · N_раб = 54 + 0,37 · 671 024 492^0,456 +

+ 0,97 · 36 + 0,05 · 1554 = 171 чел.

2. Себестоимость по элементу “материалы”

С_м = 5,93 · А^-0,565 · L_под ^0,146 · N_р ^0,461 · 2947 = 5,93 · 2100^-0,565 · 36^0,146 · 1554^0,461 · 2947 =

= 11,51 руб/т

3. Себестоимость по элементу “электроэнергия”

С_эл = ( 8,24 + 3,14 · 10^-4 ·å Н₄ + 0,957 · 10^-3 · Q + 3,306 · 10^-2 · L₁ ) · 3876 = ( 8,24 + 3,14 · 10^-4 · 1020 + 0,957 · 10^-3 · 320 + 3,306 · 10^-2 · 14 ) · 3,876 = 35,7 руб/т

4. Себестоимость по элементу “зарплата”

С_зар =(305,428 · П^-0,947 · А^-0,073 · 1067) + N_ИТР · 14,071= ( 305,428 · 112,61^-0,947 · 2100^-0,073 · 1067) + 178 · 14,071 = 41,8 руб/т

П = 2100000 / ( 12 · 1554 ) = 112,61 т/мес

6. Себестоимость по элементу “топливо”

С_топ = ( 5,12 + 621 / А ) · 1917 = ( 5,12 + 621 / 2100 ) · 1917 = 1,038 руб/т

7. Себестоимость по элементу “амортизация”

С_ам = ( 0,882 + 0,505 Ф₁ / Z + 0,828 Ф₂ · 10^-2 / А ) ·0,96 =

=( 0,882 + 0,505 · 377995270 /42 000000 + 0,828 · 293029159· 10^-2 / 2100 ) · 0,96 = 9,52 руб/т

8. Себестоимость по элементу “прочие затраты”

С_проч = ( 3,57 + 704,7 / А ) · 2180 = ( 3,57 + 704,7 / 2100 ) · 2180 = 7,78 руб/т

9. Полная себестоимость

С = С_зар + С _ам + С_эл + С_топ + С_м + С_проч = 11,51 +35,7 + 41,8+ 1,038 + 9,52 + 7,78 =

=107,348 руб/т

Результаты расчетов сведены в таблице № 15.2.

Таблица №15.2.

Расчет себестоимости угля

15.4. Прибыль, рентабельность и окупаемость капитальных вложений

1. Балансовая прибыль

П = Р – С, тыс. руб.

где Р - стоимость реализуемой товарной продукции, тыс. руб.

Р = Q · V_КОНЦ · Ц_1Т.КОНЦ + Q · V_ОТСЕВА · Ц_{1Т.ОТСЕВА} , тыс. руб

где Q – Объём продукции, тыс. т.

V_КОНЦ – выход концентрата, 38 %

V_ОТСЕВА – выход отсева, 62 %

Ц_1Т.КОНЦ , Ц_{1Т.ОТСЕВА} – цена 1 тонны концентрата и отсева соответственно

(200,160) руб.

Р = 2100 · 10³ · 0,38 · 200 + 2100 · 10³ · 0,62 · 160 = 367 920 000 тыс. руб.

Полная себестоимость добываемого угля

С_пол = ( С + 8,36 ) · А = ( 107,35 + 8,36 ) · 2100 = 242 991 000 руб,

где 8,36 - централизованная часть расходов по ОАО “Воркутауголь”, руб/т.

П = 367 920 000 – 242 991 000 = 124 929 000 руб.

15.5. Уровень рентабельности

Стоимость нормируемых оборотных средств принимается в размере 4,5% от основных производственных фондов

С_об = Ф · 0,045 = 671 024 429 · 0,045 = 30 196 099 руб.

Уровень рентабельности

U_р = П / ( Ф + С_об ) = 124 929 000/ ( 671 024 429 + 30 196 099) = 0,178 = 17 %

15.6. Расчетный срок окупаемости капитальных вложений

t = К / П = 671 024 429/124 929 000 = 5,37 лет

результаты расчета сведены в таблицу 15.3.

Расчёт произведён в действующих ценах.

Таблица 15.3

Основные технико экономические параметры шахты.

Спецчасть

Роль МДР в обеспечении устойчивой работы шахты.

Широкое внедрение механизированных комплексов на шахтах привело к увеличению объемов работ по монтажу и наладке оборудования комплексно-механизированных лав. Только для пуска в работу одной лавы в сложных специфических условиях шахты необходимо доставить и смонтировать около тысячи тонн забойного, транспортного и энергетического оборудования, приложить протяженные кабельные и трубопроводные сети. На угольных шахтах непрерывно выполняются значительные объемы монтажных работ, которые в масштабах отрасли, а тем более бассейнов и объединений приобретают характер самостоятельного специализированного монтажного производства. Например, монтаж оборудования механизированных лав представляет собой комплекс технологически и организационно взаимосвязанных процессов по транспортировке, сборке, установке и наладке оборудования, конструкций, узлов и средств их соединения в рабочие агрегаты в соответствии с технической документацией. В течение года на всех угольных шахтах отрасли производится свыше 1,5 тысяч монтажей и демонтажей оборудования комплексно-механизированных лав.

Современное монтажное производство на угольных шахтах характрезуется значительными объемами работ, высокой динамичностью, повышенными требованиями к своевременному обеспечению всех монтируемых объектов оборудованием и материальными ресурсами. В условиях действующих шахт особой сложностью и трудоемкостью, обусловленными большим весом оборудования, газообильностью, обводненностью и стесненностью рабочих мест, отличаются подземные монтажные работы, что значительно затрудняет внедрение рациональной и организации монтажного производства.

Широкое применение высокопроизводительных средств комплексной механизации очистных забоев обусловило необходимость интенсификации монтажного производства для ускоренного ввода в работу новых лав. Под интенсификацией монтажного производства понимается качественное выполнение в сжатые сроки основных монтажно-демонтажных процессов путем осуществления комплекса взаимосвязанных технических, организационных и экономических мероприятий по совершенствованию технологии и управления монтажными работами.

Интенсификация монтажного производства обеспечивается в первую очередь за счет внедрения новых и более эффективных технических средств производства, специализации и концентрации монтажных работ, направленных на достижение высоких показателей производительность труда монтажников при ограниченных людских ресурсах.

Эффективность интенсификации монтажного производства проявляется в период монтажа и после ввода объектов в эксплуатацию. В процессе монтажных работ экономическая эффективность достигается за счет снижения трудовых и материальных затрат, а сокращение сроков монтажа резко повышает коэффициент использования оборудования механизированных комплексов. В результате своевременного или досрочного ввода в работу новых лав создаются условия для роста добычи угля и дополнительной прибыли. Таким образом, главными целями интенсификации монтажного производства являются сокращение продолжительности, повышение качества и эффективности монтажных работ, увеличение полезного времени использования оборудования механизированных комплексов, повышение эффективности угледобычи.

За последние годы технология и организация монтажных работ на шахтах подверглись коренным изменениям, вызванным техническим прогрессом и перевооружением угольной промышленности. Для повышения эффективности монтажного производства необходимо дальнейшее совершенствование технологии и организации монтажных работ, повышение квалификации монтажников, создание специального монтажного оборудования, такелажной оснастки, транспортных средств для доставки оборудования по выработкам, широкое внедрение механизированного инструмента, создание и внедрение грузоподъемных средств, предназначенных для работы в условиях шахт. Комплексное решение перечисленных задач возможно только на основе концентрации и специализации монтажных работ путем создания специализированных монтажных организаций (управлений). Развитие таких организаций должно идти по пути централизованного обеспечения угольных шахт монтажно-демонтажными услугами на основе совершенствования технологии и организации монтажно-наладочных работ с максимально возможным совмещением операций и научной организацией труда.

В ряде случаев подземные монтажные работы характеризуются: трудностью спуска оборудования по стволам и сложностью его транспортировки по горным выработкам; ограниченной пропускной способностью некоторых горных выработок; длительностью процесса безрельсовой доставки оборудования по выработкам методом скольжения с помощью лебедок на большие расстояния в условиях стесненности рабочего пространства и недостаточной его освещенности; наличием вредных газов, невозможностью ведения сварочных и автогенных работ. Особенно затруднена доставка оборудования по обводненным выработкам с деформированной крепью и переменной гипсометрией пласта. Горнотехнические условия во всех монтируемых забоях, как правило, различны. Это обусловливает разработку индивидуальных проектов.

Продолжительность и трудоемкость монтажных работ зависит от типа оборудования, мощности пласта, длины и угла наклона выработок, расстояния транспортирования и доставки оборудования, применяемых средств механизации, технологии выполнения работ и других факторов. Работы по монтажу оборудования, как правило, производятся в жестко лимитированные сроки. Поэтому основным критерием оценки эффективности монтажных работ является интенсификация монтажного производства с целью быстрейшего ввода объектов в эксплуатацию.

Анализ и выбор технологических схем.

Технология производства монтажных работ в комплексно-механизированных забоях в значительной степени зависит от системы разработки угольного пласта. На шахтах бассейна в основном применяются системы разработки длинными столбами по падению и простиранию. В зависимости от горнотехнических параметров производства и систем разработки могут использоваться различные технологические схемы и средства механизации монтажных работ.

Технологическая схема производства монтажных (демонтажных) работ – это обоснованный комплекс взаимосвязанных технических решений по выбору для конкретных горно-геологических условий: рационального способа подготовки; размеров и типа крепления монтажной камеры; наилучшего способа транспортировки оборудования по горным выработкам и монтажной камере; наиболее совершенных технических средств производства МДР; рациональной последовательности выполнения работ по погрузке-разгрузке, сборке и установке оборудования; наилучшего для данных условий варианта организации труда, учитывающего максимальное совмещение процессов производства.

При разработке технологических схем производства МДР необходимо предусматривать: подготовку монтажной камеры с рациональными поперечными размерами; выбор наилучших для данных условий технических средств монтажа и доставки оборудования с поверхности до места монтажа (при этом необходимо предусматривать исключение промежуточных перегрузок и обеспечение максимально возможной механизации всех операций по погрузке, доставке и разгрузке оборудования); проведение, если необходимо, дополнительных горных выработок для сокращения пути доставки; прокладку рельсовых путей по выработкам или устройство деревянного настила; устройство приемной и комплектовочной площадок для сборки секций крепи; устройство аккумулирующих разминовок перед камерами для размещения на них 5-10 вагонеток или платформ; применение передовых приемов и методов труда; минимальную продолжительность операций; ликвидацию простоев и уплотнение рабочего дня; максимальное совмещение во времени процессов и операций в зоне работ.

Технологическая схема монтажа оборудования механизированного комплекса включает процессы по комплектовке, доставке и установке оборудования в монтажной камере. Каждый из технологических процессов может осуществляться различными способами. Это обстоятельство приводит к тому, что в целом технологическая схема монтажа оборудования может включать большое количество вариантов технической оснащенности и способов выполнения отдельных работ и процессов.

Каждый из вариантов технологии производства монтажных работ характеризуется различными для данных условий технико-экономическими показателями. Для повышения экономической эффективности монтажа оборудования комплекса необходимо предварительно анализировать и выбирать наилучшие технологические схемы производства монтажных работ с целью оптимизации принятого критерия с учетом системы производственных и технических ограничений.

Выбор для конкретных горнотехнических условий наилучшей технологической схемы монтажа оборудования комплекса является важным условием повышения эффективности монтажного производства. Однако в настоящее время вопросы практического подхода к выбору рациональных технологических схем монтажных работ пока недостаточно изучены.

На рис. приведена функциональная схема процессов монтажа (демонтажа) оборудования. Рассмотрим последовательность анализа альтернативных технологических процессов и синтеза наилучших технологических схем производства монтажных работ с учетом заданных горнотехнических условий.

Первоначально для выбора рациональной схемы доставки оборудования анализируется схема расположения монтажной камеры и прилегающих выработок. В зависимости от принятого порядка отработки пласта монтажная камера может быть пройдена по простиранию или падению пласта. В первом случае камера является наклонной выработкой и к ней примыкают конвейерный и вентиляционный штреки, а во втором – монтажная камера проходится горизонтально и ограничена конвейерным и вентиляционным бремсбергами.

Следующим этапом является анализ и выбор направления монтажа секций крепи в монтажной камере и схемы доставки оборудования по горным выработкам (блоки 1-7).

Монтаж секций крепи в монтажной камере может производиться: снизу вверх от конвейерного к вентиляционному штреку; сверху вниз от вентиляционного к конвейерному штреку; горизонтально от вентиляционного бремсберга к конвейерному, и наоборот; одновременно от сбойки к штрекам или бремсбергам. Выбор направления монтажа зависит от угла падения пласта, расположения и состояния монтажной камеры и прилегающих к ней выработок, наличия транспортных путей, условий доставки оборудования по горным выработкам и других факторов.

Доставка оборудования механизированного комплекса до монтажной камеры может производиться по вентиляционному штреку (бремсбергу); одновременно по вентиляционному и конвейерному штрекам (бремсбергам); конвейерному штреку (бремсбергу); специальным монтажным выработкам, пройденным для доставки оборудования (блоки 4-7).

Выбор варианта схемы транспортировки оборудования зависит в основном от принятого направления монтажа секций крепи в камере, состояния крепления прилегающих выработок и их высоты, наличия в них транспортных средств.

Схема транспортировки оборудования и направления монтажа секций крепи в камере тесно взаимосвязаны друг с другом. При выборе направления монтажа оборудования снизу вверх по камере невозможна доставка секций крепи по конвейерному штреку, и наоборот. На пологих пластах секции крепи в монтажной камере целесообразно монтировать снизу вверх, так как при этом: повышается устойчивость секций крепи; исключаются недопустимые межсекционные зазоры, образующиеся в результате сползания секций; упрощаются процессы стыковки и соединения секции крепи и рештаков конвейера; повышается безопасность производства монтажных работ.

Опытом производства работ в бассейне установлено, что монтаж оборудования в камере снизу вверх от конвейерного штрека и доставка оборудования по вентиляционному и частично по конвейерному штрекам наиболее рациональны в лавах при пологом залегании пласта, так как при этом: облегчается процесс доставки оборудования скольжением по наклонной монтажной камере; совмещаются процессы по монтажу секций крепи и одновременно ведутся работы по монтажу забойного конвейера, установке комбайна и транспортного оборудования конвейерного штрека и подключению гидро- и электроаппаратуры.

Если доставка оборудования по вентиляционному штреку невозможна, а по нижнему штреку проложены пути до монтажной камере, установку секций крепи в камере производят сверху вниз (блоки 3 и 6). Этот порядок установки секций применяют также при одновременном производстве работ по монтажу и перекреплению камеры, когда горная масса и материалы транспортируются по верхнему штреку.

Монтаж оборудования в лавах крутого падения производится также снизу вверх, однако совмещение операций в нескольких местах в этом случае не производят.

Монтаж секций в камере одновременно с двух сторон (блоки 2 и 5) возможен при наличии путей доставки по обоим штрекам или при возможности доставки оборудования в камеру по промежуточному просеку. Целесообразность монтажа секций крепи в камере одновременно с двух сторон анализируется и рассматривается при разработке проекта организации работ, исходя из наличия трудовых ресурсов и пропускной способности средств доставки.

Секция крепи к месту монтажа доставляется в собранном или разобранном виде (блоки 8и 9). Степень сборки зависит от габаритов оборудования и поперечных размеров доставочных выработок. Если позволяют условия доставки, секции крепи к месту монтажа доставляют в собранном виде.

Выбор способа транспортирования оборудования по горным выработкам, прилегающим к монтажным камерам, зависит от размеров выработки и габаритов секций крепи, наличия в выработках транспортных средств, расстояния транспортирования и других факторов. Все способы транспортирования оборудования по горным выработкам можно разделить на следующие группы (блоки 10-13): транспортирование оборудования по рельсовым путям; доставка оборудования методом скольжения по почве пласта; доставка оборудования на устройствах по специальным настилам; транспортировка оборудования по монорельсовым дорогам.

Самым рациональным способом доставки оборудования до места монтажа является транспортирование его по рельсовым путям к месту назначения.

При недостаточных габаритах, крепкой почве, малой обводненности и относительной прямолинейности выработки доставка оборудования может производиться по почве методом скольжения с помощью лебедок ЛВД. При этом способе исключаются затраты на сооружение транспортных средств, но возрастает трудоемкость доставочных работ. При доставке не допускается повреждение крепления выработок и находящихся в них коммуникаций.

При доставке оборудования в безрельсовых выработках с мягкой почвой необходимо сооружать специальные настилы. Они предохраняют подрыву стоек крепления выработки. Укажу, что трудоемкость работ по устройству настилов и рельсовых путей примерно одинакова. Настилы могут быть повторно использованы для этих же целей в других выработках, однако зачастую они оставляются для доставки оборудования, необходимого для действующей лавы.

Транспортировка с помощью подвесных монорельсовых дорог используется главным образом для доставки отдельных узлов и деталей. Этот вид доставки обладает малой производительностью и не обеспечивает высоких темпов монтажных работ. Кроме того, из-за низкой грузоподъемности монорельсовых дорог по ним не могут доставляться наиболее тяжелые составные части комбайнов.

Доставка монтируемого оборудования по горным выработкам может производиться с помощью электровозов (блок 14). При переменной гипсометрии пласта оборудование по рельсовым путям доставляется с помощью лебедок (блок15).

Монтаж секций крепи производится с помощью монтажного крана, реже двумя лебедками, установленными в нишах или в монтажной камере (блоки 16-18).

В настоящее время существует несколько различных типов монтажных кранов, грузоподъемность которых не превышает 5-7 т. Наиболее распространенными являются монтажные краны КМ и МС. Для монтажа комплекса КМ130 используется специальный кран, поставляемый заводом вместе с комплексом.

С помощью лебедок ЛПК и ЛВД в основном монтируются секции, имеющие общее основание. Использование лебедок при монтаже тяжелых секций по сравнению с кранами имеет ряд недостатков: уменьшается надежность и безопасность работ вследствие возможности разрыва канатов и строп; увеличивается время установки секций в результате выполнения вспомогательных работ; увеличивается трудоемкость монтажных работ вследствие выполнения дополнительных операций по установке силового и контрольного оборудования, по обслуживанию лебедок, строповке оборудования; растяжке каната и др.

При производстве монтажных работ для всех типов комплексов необходимо выполнить следующие основные технологические процессы:

- установить монтажные приспособления и устройства;

- установить аппаратуру управления, связи, сигнализации и смонтировать освещение;

- доставить оборудование к месту монтажа;

- смонтировать оборудование конвейерного штрека;

- установить энергетическое оборудование;

- смонтировать крепь сопряжения на конвейерном и вентиляционных штреках;

- установить головной привод конвейера с линейными секциями и концевыми головками;

- приложить трубопроводы гидросистемы и орошения;

- доставить и смонтировать секции крепи;

- собрать комбайн;

- произвести наладку, опробование и пуск в работу всего оборудования комплекса.

Максимальное совмещение работ во времени позволяет в наибольшей степени ускорить сроки монтажа, так как при этом технологические процессы выполняются одновременно по всей монтажной камере. Вариант последовательного выполнения работ предусматривает, что все процессы доставки и монтажа связаны в посекционную сборку установку.

Систематизация возможных вариантов технологических схем производства монтажных работ позволяет рассматривать и анализировать эти варианты и выбирать среди них наилучший.

В соответствии с функциональной схемой технологических процессов монтажных работ, приведенной на рис., синтез рациональных технологических схем выполняется в такой последовательности.

1. На основе анализа и сравнения возможных вариантов производства работ (блоки 1-3) выбирается наиболее рациональное для данных условий направление монтажа оборудования.

2. С учетом выбранного направления монтажа рассматриваются и сравниваются возможные схемы транспортировки оборудования по горным выработкам (блоки 4-7) и выбирается наилучший вариант.

3. Анализируется фактическое состояние горных выработок, по которым будет доставляться оборудование, и наличие в них транспортных средств, оценивается их пропускная способность по доставке секций крепи в сборе или отдельными узлами (блоки 8-9 и 10-15). На основе анализа принимается наилучший вариант доставки оборудования и рациональная степень сборки секций крепи.

4. В зависимости от типа комплекса, степени сборки секций крепи и других факторов выбираются эффективные технические средства производства монтажных работ (блоки 16-18).

5. Исходя из конкретных условий подготовки и плановых сроков продолжительности монтажа, для рассматриваемой технологической схемы выбирается наилучший вариант совмещения технологических процессов и организации монтажных работ (блоки 19-22).

Особенности монтажа комплексов в лавах различного типа.

Опыт передовых бригад.

В первую монтажную группу входят механизированные комплексы, секции крепи которых до спуска в шахту комплектуются в полной эксплуатационной готовности. В таком виде они доставляются к месту установки, где процессы монтажа заключаются в их развороте и внешних присоединениях. К этой группе относятся комплексы КМ87Э, КМ87ДН, КМ87П, КМ87ВМ, 1МКМ, ²Донбасс², КМС97, КСД, МКС и др.

Монтаж главного привода конвейера СПМ87Д производится в следующем порядке. Перед спуском в шахту привод конвейера разбирается на отдельные узлы: рама с переходной секцией, приводные блоки, приводная звездочка. На первую площадку грузится рама с приводной звездочкой, на нее укладывается и крепиться ящик с крепежными изделиями. На следующие две площадки грузятся и крепятся приводные блоки и устройства передвижки привода. Наружные валы приводных блоков для сохранения посадочных мест обворачиваются мешковиной. С места разгрузки до места установки рама привода доставляется с помощью лебедки методом скольжения, а приводные блоки и устройство передвижки – в волокушах.

Монтаж головного привода производится с помощью лебедки, установленной в нише монтажной камеры, в такой последовательности: подготавливается место для установки привода, переносной блок крепиться к верхнякам крепи выработки, заводится канат, стропится рама, которая подтягивается к сопряжению и устанавливается по осям на деревянные временные площадки. Под раму заводится и крепится устройство передвижки привода (лыжа). На раму устанавливается левый и правый приводные блоки. Очищаются конца валов редукторов, на них надеваются звездочки и закрепляются стопорными планками.

В левую и правую звездочки вставляются шпонки, устанавливается барабан, забиваются два пальца и крепятся болтами. На раме привода устанавливается и крепится козырек со съемником цепи. Домкраты распорного устройства головного привода подключаются к эмульсионным трубопроводам и распираются в кровлю. Аналогичным способом доставляется и монтируется концевой привод.

Скоростной монтаж линейных секций конвейера СПМ87Д.

С места разгрузки до места монтажа рештака, цепь, подборщики, направляющие комбайна и подкладки доставляются в волокушах. В одну волокушу одновременно грузятся четыре рештака .

Монтаж линейных секций конвейера производится до начала монтажа секции механизированной крепи или с опережением на 20-30 м. Наиболее целесообразно вести монтаж линейного става забойного конвейера до монтажа секций крепи.

В управлении ²Спецшахтомонтаж² нашел широкое распространение оригинальный метод монтажа линейных секций забойного конвейера с помощью каната лебедки ЛПК10Б с контр грузом. Сущность метода заключается в подъеме груза натяжением каната лебедки и принудительном опускании каната контр грузом.

Рассмотрим порядок работ применительно к следующему оснащению (рис.): лебедка 1 с червячным редуктором; канат 2 диаметром 15-20 мм; контр груз 7 массой 100-150 кг с двумя закрепленными блоками 8; подвесные блоки 4 из расчета один блок на 30-40 м; кабель 5 управления лебедкой с переносной кнопкой 6 и соединительными муфтами 3, установленными через 30-40 м.

В монтажной камере к верхнякам крепи закрепляют блоки через 30-40 м. От лебедки канат диаметром 15 мм заводится через блоки и конец его жестко крепится на опорной стойке, находящейся в конце монтажной камеры.

По забойной стороне камеры на высоте 1-1,5 м. прокладывается кабель управления лебедкой с соединительными муфтами ТМ10. Для дистанционного управления лебедкой к первой от привода муфте подключается кнопка управления КУВ с кабелем длиной 25 м.

Контр груз 7 служит для принудительного опускания каната, подвешенного на блоках. В качестве контр груза используют, например, три-четыре связанных между собой подборщика. На контр грузе закрепляется специальный четырехветевой строп Контр груз удерживается на канате с помощью двух роликов по ходу монтажа перемещается вручную вдоль конвейера.

Монтаж линейных секций конвейера с помощью лебедки и каната с контр грузом производится следующим образом. Переносной кнопкой управления включается лебедка, контр груз опускается, четыре захвата стропа заводятся в боковые отверстия приливов рештака. Включается лебедка, натягивается канат, контр груз вместе с рештаком поднимается и перемещается к месту стыковки. Рештак опускается на две подкладки, нижняя цепь с помощью крюка из катанки диаметром 10 мм заводится таким образом, чтобы гайки болтов были направлены в сторону головного привода. Рештак снова поднимается на 20-30 мм, подается в сторону привода, опускается и стыкуется двумя специальными болтами. С забойной стороны к рештаку крепится подборщик четырьмя болтами М24.

С завальной стороны в боковую часть рештака вставляются болты М30, которые фиксируются скобками. На болты устанавливаются левые и правые направляющие и каждый первоначально закрепляется одним болтом. Аналогично выполняется монтаж остальных линейных рештаков конвейера. Вся цепь перед монтажом проверяется на степень обтяжки. На цепи на 50-60 м устанавливаются чистики из троса таким образом, чтобы его рабочий профиль прилегал к внутреннему контуру боковины направляющей, а рабочие кромки были направлена в сторону движения угля. Чистики крепятся к горизонтальному звену цепи.

При подходе монтируемого става конвейера к поддерживающему блоку канат с контр грузом опускается, блок переставляется и за него снова заводится канат. Кнопка управления КУВ отсоединяется и подключается к последующей муфте ТМ10. Цикл монтажных операций повторяется.

В таблице 1 приведена трудоемкость работ по монтажу линейных секций конвейера СПМ87 с помощью лебедки и каната с контр грузом.

Рассмотрим пример скоростного монтажа комплекса КМ87 на шахте им. 50-летия Октябрьской революции Карагандинского бассейна в 10-й западной лаве пласта К₁₃ длиной 200 м, мощностью 1,6-1,8 м с углом наклона 10^0- 12⁰ [8]. Монтаж комплекса КМ87 был выполнен за 10 сут. Схема расположения горных выработок и монтажного оборудования приведена на рис.3.2.

Для ввода этой лавы в эксплуатацию были выполнены следующие работы: установлено 1450 м конвейерных линий, смонтированы 194 секции механизированной крепи, конвейер СПМ87 и комбайн 1ГШ68.

На месте монтажа комплекса были смонтированы лебедки, пусковая электроаппаратура и проложены кабельные сети управления лебедками, проведены сигнализация и телефонная связь для координации действия звеньев рабочих по всему участку пути доставки секций от разгрузочного полка до места их монтажа. Для выполнения монтажных и такелажных работ были установлены семь лебедок (см. рис.3.2): Л1-Л5 типа ЛВД24 и Л6, Л7 типа ЛПК10Б. Лебедка Л6 использовалась для разгрузки секций с площадки на настил, лебедки Л7 – при монтаже комбайна. Лебедкой Л1 подтаскивали и разворачивали секции при монтаже, остальные лебедки Л2 – Л5 применялись для доставки секций по деревянному настилу от места разгрузки по разрезной печи к месту монтажа. Схема блокировки

Таблица 1

предусматривала отключение каждой лебедки в момент подачи сигнала,, что значительно повысило безопасность производства работ.

Насосная станция СНУ5 до начала монтажа секций крепи была установлена на промежуточном штреке на расстоянии 300 м. от монтажной камеры (рядом с энергопоездом). От насосной станции для питания гидросистемы комплекса (напорный и сливной ставы) были проложены магистральные трубы, а для подпитки системы эмульсией для центральной системы шахты к подпиточному насосу станции параллельно конвейерным линиям был проложен эмульсионный трубопровод.

Монтаж забойного оборудования комплекса осуществляется при доставке узлов снизу вверх и сборке их сверху вниз. Вначале были смонтированы верхний привод и рештачный став конвейера СПМ87 с нижней цепью. Затем к рештакам прикрепили кронштейны, укомплектованные деталями соединения с головкой направляющей балки крепи, и желоба с обратными захватами. Параллельно монтировались лемеха на рештаках и гидромагистральные трубы. Монтаж секций начинали только после установки всех рештаков. По окончании монтажа крепи смонтировали верхнюю цепь конвейера, комбайн и нижний привод конвейера. После проверки правильности сборки конвейера и заливки масла в редукторы и турбомуфты было произведено натяжение скребковой цепи. Тяговая и траковая цепи комбайна для монтажа растягивались с помощью конвейера.

По окончании монтажных работ прокачали гидросистему, очистили фильтры и проверили работу секций крепи. После наладки комплекса наладочной бригадой специализированного участка он был принят рабочей комиссией. Дальнейшая проверка работы конвейера и гидросистемы на первых шести циклах работы комбайна осуществлялась группой монтажников и наладчиков в действующей лаве по мере подвигания крепи вслед за забоем.

Технология и организация монтажных работ по отдельным операциям были следующими. Секции крепи после сборки на поверхности и погрузки на платформы доставлялись электровозом партиями по 10-15 секций в зону монтажных работ, а по участковому квершлагу к разгрузочному полку – специально предназначенным для этой цели электровозом.

Разгрузка секций производилась следующим образом. Платформа с секцией вручную подкатывалась к деревянному полку, секция освобождалась от средств крепления к платформе и лебедкой Л6 (рис.3.2) снималась и ставилась на полок. Порожняя платформа откатывалась назад и переворачивалась на бок, освобождая путь. Затем указанные операции повторялись со следующей платформой. После разгрузки четырех-пяти секций платформы устанавливались на рельсы, электровозом откатывались к разминовке на откаточном штреке и цикл повторялся.

На разгрузочном полке к секции прикреплялась направляющая балка, и секция лебедками по деревянному настилу, проложенному в разрезной печи, доставлялась в монтажную камеру забойной стойкой вперед. При такой доставке для разворота секции при ее установке требуется меньшее обнаженное пространство, чем при повороте секции вокруг завальной стойки и доставке секции козырьком назад.

Монтаж секций крепи состоял из следующих операций: доставка очередной секции к месту монтажа, разворот ее и подтягивание к направляющей балке уже установленной секции; подсоединение высоконапорных шлангов к магистрали; заведение распилов длиной 3м. над перекрытием секции; распор стоек секции; установка временной специальной стойки под козырек секции; опускание забойной стойки, поднятие штока ее на максимальную высоту и окончательной распор забойной стойки; опускание завальной стойки с предварительным снятием сегментов, поднятие штока, распор стойки и установка сегментов; подсоединение домкрата передвижки к рештаку конвейера; установка направляющей балки и подсоединение ее к кронштейну на конвейере.

Работы производились в четыре смены, причем четвертая смена, в которую работало восемь человек, была ремонтно-профилактической. Средняя численность бригады остальных трех смен составляла 18 человек. При монтаже секций крепи рабочие были разделены на пять звеньев. Первое звено из четырех человек подталкивало платформы с секциями к настилу и разгружало их при помощи лебедки Л6, второе, третье и четвертое звенья (по три человека в каждом) при помощи лебедок соответственно Л5, Л4 и Л3 доставляли секции по разрезной печи. Пятое звено из пяти человек подтягивало секции к месту установки, разворачивало их и монтировало при помощи лебедок Л2, Л1, предварительно убирая стойки органной крепи камеры.

Монтаж комплексов для пластов средней мощности .

Во вторую монтажную группу входят механизированные комплексы, секции крепи которых по условиям доставки подлежат не полной степени сборки, а при монтаже выполняются операции по развороту секций, подъему перекрытия, заводке гидростоек, внутри секционной разводке гидравлики и внешним присоединениям. К этой группе относятся комплексы ОКП, ОМКТМ, ОКП70, КТУ-2МКЭ, МК-75, 2МКМ и др.

Рассмотрим пример скоростного монтажа механизированного комплекса 10КП на шахте им. В.И.Ленина во 2-й восточной лаве пласта Д₁₀ . Монтажная камера имеет длину 106 м. и следующие размеры сечения в свету: высота 2,3 м, ширина поверху 3,6 м, ширина по низу 4,5 м, угол падения 10⁰ (рис.4).

Камера была закреплена деревянными рамами через 0,5 м. По продольной оси монтажной камеры оборудовали дополнительные камерные рамы длиной 3,5 м. с тремя стойками под верхняк. До начала монтажа для доставки оборудования механизированного комплекса по восточному ходку пласта Д₁₀ настелили рельсовый путь и на сопряжение его с откаточным штреком установили поворотный круг для разворота площадок с секциями. По конвейерному штреку и монтажной камере соорудили деревянные настилы, а на сопряжениях конвейерного штрека с ходком и монтажной камерой – разгрузочные полки. По деревянному настилу конвейерного штрека от ходка до монтажной камеры уложили рельсы, которые служили направляющими для доставке секций скольжением; доставили и в соответствии с проектом установили одну лебедку ЛВД34, четыре лебедки ЛПК10Б, одну лебедку МК6 и две лебедки ЛВДВ2, резервную насосную станцию; выполнили энергоснабжение и сигнализацию (рис.4).

Одновременно с выполнением всех перечисленных работ на межшахтном технологическом комплексе была проведена работоспособность секций механизированного комплекса. Собранные секции установили на шахтные площадки, а последние – на специальные железнодорожные платформы и доставили в течении 3 ч на шахту. Площадки с секциями транспортировали по наклонному стволу и откаточному штреку до поворотного круга. Секции монтировались в направлении от вентиляционного к конвейерному штреку, т.е. сверху вниз.

Режим работы по монтажу был установлен в три смены. Монтажные работы выполнялись в следующем порядке. Лебедкой Л1 типа МК6 (см. рис.4) шахтную площадку с секцией устанавливали на поворотный круг, разворачивали и лебедкой Л2 типа ЛВД34 опускали по восточному рельсовому ходку. Здесь лебедкой Л3 типа ЛПК10Б секцию сгружали с платформы и лебедкой Л4 доставляли к полку монтажной камеры. Затем секцию разворачивали, поднимали перекрытие через монтажный блок, устанавливали гидростойку и доставляли секцию лебедкой Л5 типа ЛПК10Б в монтажную камеру, далее лебедкой Л7 типа ЛПК10Б – к месту монтажа. После этого лебедкой Л6 типа ЛПК10Б секцию разворачивали и соединяли рамы секций конвейера.

Распор каждой секции крепи производился последовательно с помощью маслостанции СНУ5. Масло подавалось по временному магистральному трубопроводу, состоящему из гибких высоконапорных шлангов.

Вслед за установкой секции крепи выполняли гидравлическую часть, устанавливали гидрораспределители, соединяли магистральные трубы и трубы разводки, высоконапорные рукава.

После монтажа первых двадцати секций установили концевой привод и комбайн КШ1КГ в верхней части лавы, где их собрали с помощью лебедки Л6 одновременно с монтажом секций.

Освещение лавы, схему управления и сигнализации монтировали вслед за секциями. После монтажа последней секции крепи нижнюю ветвь скребковой цепи конвейера протянули канатом лебедки Л6, пропуская его между верхними и нижними листами рам линейных секций конвейера, смонтировали верхнюю ветвь и установили нижний концевой привод.

Технологическая схема монтажа и демонтажа комплекса КМ-138.

В состав комплекса КМ-138 входят секции крепи КМ -138, забойный конвейер СП-87ПМ, комбайн 2ГШ-68, гидрооборудование с насосными станциями и энергопоезд.

Монтажная камера оборудуется деревянным настилом с направляющими.

Порядок монтажа комплекса следующий. В верхней части монтажной камеры монтируют три секции крепи КМ -138. Приводную головку СП-87ПМ, забойный конвейер СП-87ПМ и секции крепи КМ-138, нижнюю приводную головку и энергопоезд.

Монтаж гидравлики ведут одновременно с монтажом секций, с отставанием на 4-5 секций .

Монтаж секций крепи ведут сверху вниз т.е. от ветиляционного штрека в сторону конвейерного штрека. Первую секцию доставляют по монтажной камере лебедкой ЛПК-10 №1 до вентиляционного штрека. Затем при помощи блочка разворачивают и устанавливают секцию. Все последующие секции монтируют аналогично первой, только отклоняющий блочок крепят за основание гидростоек, смонтированных и распертых в кровлю секции крепи.

Перед разворотом секции крепи производят подготовку места разворота, а именно выбивку подхватных стоек. Перед выбивкой подхватных стоек тщательно осматривают состояние крепления камеры, если крепление камеры деформировано или проявляется увеличение давления, то сломанное крепление заменяют и усиливают, устанавливая переносной металлический подхват из спец профиля СВП-17 длиной 6м, который одним концом кладут на ранее смонтированную секцию, а под второй устанавливают стойку КСТ или ВК-7. После этого выбивают стойки из под основного подхвата, но не более 4-х.

После монтажа секций крепи производят монтаж линейной секции лавного конвейера. Для этого трос от лебедки ЛПК-10 №1 пропускают через блочок, закрепленный за козырек смонтированной секции, закрепляют за линейную секцию лавного конвейера . манипулируя лебедкой и гидравликой, подключенной к гидродомкрату передвижки, совмещают отверстия на балке передвижки и линейной секции конвейера СП-87ПМ. Затем вставляют пальцы и шплинтуют.

Монтаж верхней приводной головки привода СП-87ПМ. После монтажа трех головных секций крепи КМ-138 производят монтаж верхней приводной головки в следующей последовательности : доставляют и устанавливают на место монтажа раму головки привода. С помощью лебедки ЛПК-10 №1 навешивают редукторы с электродвигателями. Затем устанавливают головной вал отсекатель, фартук и пропускают нижнюю ветвь цепи забойного конвейера.

После монтажа верхней приводной головки и 6-8 секции крепи КМ-138 монтажную лебедку №1 ЛПК-10 переставляют на лавный конвейер. Крепление лебедки производят с помощью цепи от конвейера СП-63 с установкой болта М20×80 и гайкой М-20 на соединительную серьгу.

Монтаж комбайна. После монтажа восьми секций крепи приступают к монтажу комбайна. Комбайн доставляют в монтажную камеру по узлам. Первыми доставляют шнеки, их устанавливают по забойной стороне камеры, каждый против своего редуктора. Затем доставляют режущую часть комбайна и устанавливают с помощью лебедки ЛПК-10 №1на конвейер СП-87, а затем доставляют на конвейер подающую часть комбайна.

Монтаж комбайна производят с помощью лебедки ЛПК-10 №1, канат которой пропускают через блочок, подвешенный на козырьке секции крепи. На период стыковки подающей и режущей частей, между линейными секциями конвейера и комбайном выкладывают клетку из шпал, которая необходима для предотвращения сползания комбайна и удобства стыковки. Кроме того, режущую часть крепят цепями к приводу для предотвращения скатывания вниз. После стыковки режущей и подающей и установки лыж комбайн приподнимают лебедкой ЛПК-10, убирают клетки и устанавливают его на став конвейера. Затем присоединяют поворотные редукторы и навешивают гидрооборудование, устанавливают щитки.

После монтажа комбайна доставляют и монтируют нижнюю приводную головку привод СП-87ПМ аналогично монтажу верхней приводной головки.

Подготовка к демонтажу. До остановки комплекса под демонтаж производят заводку накатника по всему контуру перекрытий секций крепи. Демонтажную камеру закрепляют верхняками, одним концом уложенным на козырьки секций крепи, другим в скважины диаметром 30см и на лафет, заанкерованный к забою металлическими анкерами типа ШК-1м каждый.

Расстановку оборудования для демонтажа комплекса КМ-138 производят исходя из максимально возможной ликвидации ручного труда.

Порядок демонтажа комплекса КМ-138 следующий. Последовательно демонтируют комбайн 2ГШ-68,приводные головки лавного конвейера, энергопоезд. Затем демонтируют секции крепи в нижней части демонтажной камеры. И наконец демонтируют секции крепи в верхней части демонтажной камеры.

Демонтаж комбайна производят на сопряжении камеры с вентиляционным штреком. Сначала снимают шнеки и отсоединяют поворотные редукторы. Затем снимают одно звено рейки ЗБСМ и комбайн своим ходом подгоняют цевочным колесом на место снятой рейки т.е. цевочное колесо выводят из зацепления с направляющей рейкой. После этого демонтируют электрическую и гидравлическую части комбайна. Далее комбайн приподнимают лебедкой ЛПК-10 №2 на высоту позволяющую выбить пальцы крепления опор. Под комбайном выкладывают две деревянные клетки на всю ширину комбайна. После этого комбайн опускают на клети и снимают опоры. Расстыковку комбайна производят в следующем порядке: снимают болты с забойной стороны, затем с завальной.

Демонтаж лавного конвейера СП-87ПМ начинают с рассоединения скребковой цепи в районе вентиляционного штрека. Скребковую цепь лебедкой ЛПК-10 №2 или приводом выдают на вентиляционный штрек, грузят на платформы и выдают на поверхность. Далее производят рассоединение рештаков между собой рештаков между собой и направляющей рейки. После этого рештаки лебедкой ЛПК-10 № 2 выдают на вентиляционный штрек, грузят на платформы и выдают на поверхность. Демонтаж приводных головок заключается в отсоединении приводных блоков после производят их выдачу на поверхность.

Перед демонтажем секций крепи в верхней части камеры лебедку ЛПК-10 №2 устанавливают ниже вентиляционного штрека в районе 74-75 секции крепи. Демонтаж секций крепи начинают с последней секции.

На перекрытие соседней секции крепи на цепь от лавного конвейера подвешивают отклоняющий блок. Канат лебедки №2 пропускают через блок и прицепляют к задней стяжке основания демонтируемой секции. Демонтируемую секцию сокращают и отключают от гидравлики. Рабочие выходят из опасной зоны на вентиляционный штрек . секцию извлекают из завала до тех пор, пока между козырьком секции и забое не останется расстояние 30 см. канат снимают с блока и, не отцепляя от задней стяжки, перепускают вокруг козырька секции, и секцию разворачивают вдоль забойной дорожки. После разворота секции канат от задней стяжки отцепляют и прицепляют к передней стяжке основания, и секцию транспортируют до вентиляционного штрека. После этого производят крепление места демонтажа в следующем порядке: под верхняк устанавливают две деревянные стойки диаметром 18-20 см, в задней части на месте демонтированной секции устанавливают верхняк на трех стойках диаметром 18-20 см. стойки выбитые при извлечении очередной секции, устанавливают вновь.

Демонтаж последующих секций крепи осуществляют аналогично. На месте секции № 83 выкладывают деревянную клетку размером 1,5×2 м.

Для демонтажа секций крепи в нижней части камеры лебедку ЛПК-10№2 устанавливают выше вентиляционного штрека под секцией крепи №82.в нижней части камеры устанавливают лебедку ЛПК-10 №1.

Извлечение секций из завала в нижней части камеры производят аналогично извлечению секций из завала в верхней части камеры лебедкой ЛПК -10№1. Транспортировку извлеченных секций по камере и вентиляционному штреку производят лебедкой №2. Крепление производят аналогично , на месте первой секции выкладывают клеть размером 2.5×2,5м.

При монтаже комплекса члены бригады работают в 4 смены. В зависимости от характера выполняемых работ на смену выходят до 10-12 человек. Организуется работа 2-3 звеньями первое звено в составе 3 человек производит монтаж секций ; второе звено в составе 3 человек производит доставку секций по штреку, разгружает секции и собирает их; несколько человек ведут монтаж гидравлики и навесного оборудования.

Расчет трудоемкости по монтажу и демонтажу комплекса представлен в таблице 2

Технологическая схема монтажа и демонтажа комплекса КМ-138.

На шахте "Заполярная" при разработке пласта Четвертого предусматривается применять высокопроизводительный комплекс КМ –138.

В состав комплекса КМ-138 входят секции крепи КМ -138, забойный конвейер СП-87ПМ, комбайн 2ГШ-68, гидрооборудование с насосными станциями и энергопоезд.

Монтажная камера оборудуется деревянным настилом с направляющими.

Порядок монтажа комплекса следующий. В верхней части монтажной камеры монтируют три секции крепи КМ -138. Приводную головку СП-87ПМ, забойный конвейер СП-87ПМ и секции крепи КМ-138, нижнюю приводную головку и энергопоезд.

Монтаж гидравлики ведут одновременно с монтажом секций, с отставанием на 4-5 секций.

Монтаж секций крепи ведут сверху вниз, т.е. от ветиляционного штрека в сторону конвейерного штрека. Первую секцию доставляют по монтажной камере лебедкой ЛПК-10 №1 до вентиляционного штрека. Затем при помощи блочка разворачивают и устанавливают секцию. Все последующие секции монтируют аналогично первой, только отклоняющий блочок крепят за основание гидростоек, смонтированных и распертых в кровлю секции крепи.

Перед разворотом секции крепи производят подготовку места разворота, а именно выбивку подхватных стоек. Перед выбивкой подхватных стоек тщательно осматривают состояние крепления камеры, если крепление камеры деформировано или проявляется увеличение давления, то сломанное крепление заменяют и усиливают, устанавливая переносной металлический подхват из спецпрофиля СВП-17 длиной 6м, который одним концом кладут на ранее смонтированную секцию, а под второй устанавливают стойку КСТ или ВК-7. После этого выбивают стойки из-под основного подхвата, но не более 4-х.

После монтажа секций крепи производят монтаж линейной секции лавного конвейера. Для этого трос от лебедки ЛПК-10 №1 пропускают через блочок, закрепленный за козырек смонтированной секции, закрепляют за линейную секцию лавного конвейера, манипулируя лебедкой и гидравликой, подключенной к гидродомкрату передвижки, совмещают отверстия на балке передвижки и линейной секции конвейера СП-87ПМ. Затем вставляют пальцы и шплинтуют.

Монтаж верхней приводной головки привода СП-87ПМ. После монтажа трех головных секций крепи КМ-138 производят монтаж верхней приводной головки в следующей последовательности: доставляют и устанавливают на место монтажа раму головки привода. С помощью лебедки ЛПК-10 №1 навешивают редукторы с электродвигателями. Затем устанавливают головной вал отсекатель, фартук и пропускают нижнюю ветвь цепи забойного конвейера.

После монтажа верхней приводной головки и 6-8 секции крепи КМ-138 монтажную лебедку №1 ЛПК-10 переставляют на лавный конвейер. Крепление лебедки производят с помощью цепи от конвейера СП-63 с установкой болта М20×80 и гайкой М-20 на соединительную серьгу.

Монтаж комбайна. После монтажа восьми секций крепи приступают к монтажу комбайна. Комбайн доставляют в монтажную камеру по узлам. Первыми доставляют шнеки, их устанавливают по забойной стороне камеры, каждый против своего редуктора. Затем доставляют режущую часть комбайна и устанавливают с помощью лебедки ЛПК-10 №1на конвейер СП-87, а затем доставляют на конвейер подающую часть комбайна.

Монтаж комбайна производят с помощью лебедки ЛПК-10 №1, канат которой пропускают через блочок, подвешенный на козырьке секции крепи. На период стыковки подающей и режущей частей, между линейными секциями конвейера и комбайном выкладывают клетку из шпал, которая необходима для предотвращения сползания комбайна и удобства стыковки. Кроме того, режущую часть крепят цепями к приводу для предотвращения скатывания вниз. После стыковки режущей и подающей и установки лыж комбайн приподнимают лебедкой ЛПК-10, убирают клетки и устанавливают его на став конвейера. Затем присоединяют поворотные редукторы и навешивают гидрооборудование, устанавливают щитки.

После монтажа комбайна доставляют и монтируют нижнюю приводную головку привод СП-87ПМ аналогично монтажу верхней приводной головки.

Подготовка к демонтажу. До остановки комплекса под демонтаж производят заводку накатника по всему контуру перекрытий секций крепи. Демонтажную камеру закрепляют верхняками, одним концом уложенным на козырьки секций крепи, другим в скважины диаметром 30см и на лафет, заанкерованный к забою металлическими анкерами типа ШК-1м каждый.

Расстановку оборудования для демонтажа комплекса КМ-138 производят исходя из максимально возможной ликвидации ручного труда.

Порядок демонтажа комплекса КМ-138 следующий. Последовательно демонтируют комбайн 2ГШ-68,приводные головки лавного конвейера, энергопоезд. Затем демонтируют секции крепи в нижней части демонтажной камеры. И, наконец, демонтируют секции крепи в верхней части демонтажной камеры.

Демонтаж комбайна производят на сопряжении камеры с вентиляционным штреком. Сначала снимают шнеки и отсоединяют поворотные редукторы. Затем снимают одно звено рейки ЗБСМ и комбайн своим ходом подгоняют цевочным колесом на место снятой рейки, т.е. цевочное колесо выводят из зацепления с направляющей рейкой. После этого демонтируют электрическую и гидравлическую части комбайна. Далее комбайн приподнимают лебедкой ЛПК-10 №2 на высоту позволяющую выбить пальцы крепления опор. Под комбайном выкладывают две деревянные клетки на всю ширину комбайна. После этого комбайн опускают на клети и снимают опоры. Расстыковку комбайна производят в следующем порядке: снимают болты с забойной стороны, затем с завальной.

Демонтаж лавного конвейера СП-87ПМ начинают с рассоединения скребковой цепи в районе вентиляционного штрека. Скребковую цепь лебедкой ЛПК-10 №2 или приводом выдают на вентиляционный штрек, грузят на платформы и выдают на поверхность. Далее производят рассоединение рештаков между собой рештаков между собой и направляющей рейки. После этого рештаки лебедкой ЛПК-10 № 2 выдают на вентиляционный штрек, грузят на платформы и выдают на поверхность. Демонтаж приводных головок заключается в отсоединении приводных блоков, после чего производят их выдачу на поверхность.

Перед демонтажем секций крепи лебедку ЛПК-10 №2 устанавливают в районе 74-75 секции крепи. Демонтаж секций крепи начинают с последней секции.

На перекрытие соседней секции крепи на цепь от лавного конвейера подвешивают отклоняющий блок. Канат лебедки №2 пропускают через блок и прицепляют к задней стяжке основания демонтируемой секции. Демонтируемую секцию сокращают и отключают от гидравлики. Рабочие выходят из опасной зоны на вентиляционный штрек. Секцию извлекают из завала до тех пор, пока между козырьком секции и забое не останется расстояние 30 см. канат снимают с блока и, не отцепляя от задней стяжки, перепускают вокруг козырька секции, и секцию разворачивают вдоль забойной дорожки. После разворота секции канат от задней стяжки отцепляют и прицепляют к передней стяжке основания, и секцию транспортируют до вентиляционного штрека. После этого производят крепление места демонтажа в следующем порядке: под верхняк устанавливают две деревянные стойки диаметром 18-20 см, в задней части на месте демонтированной секции устанавливают верхняк на трех стойках диаметром 18-20 см. стойки, выбитые при извлечении очередной секции, устанавливают вновь.

Демонтаж последующих секций крепи осуществляют аналогично.

При монтаже комплекса члены бригады работают в 4 смены. Комплексная бригада состоит из 26 человек, а именно 1 ГМП-5 разряда, 3 ГМП-4 разряда, 20 ГМП-3 разряда, 2 электрослесаря 3-4 разряда.

Работа организуется следующим образом:

-1 звено из трех человек производит в первую смену выгрузку оборудования поданного на монтаж и доставляет его в лаву. Затем они занимаются монтажом гидравлики или навесного оборудования.

- 2,3,4 звено монтирует доставленное оборудование.

Электрослесаря выходят по одному в 1 и 3 смены проводят ревизию аппаратуры и устраняют возможные неисправности. Затем они помогают монтажникам по монтажу гидравлики. График организации работ представлен в таблице 2.

Расчет экономической эффективности ускорения МДР.

В книге В.И. Возиянова и С.С.Лихтермана "Организация и планирование монтажных работ в комплексно-механизированных лавах " выведены формулы для расчета экономической эффективности интенсификации МДР, которая заключается в экономии отчислений на амортизацию и направление части этих средств на стимулирование труда рабочих. Авторами доказывается, что для определения ускорения МДР и экономического эффекта от этого следует пользоваться следующими формулами.

Т=46,9-6,7V;

З=166-68,3V+8,95V² ;

где Т – продолжительность выполнения монтажно-демонтажных работ, сут

V – скорость выполнения монтажно- демонтажных работ, м/сут

З – затраты на оплату труда рабочих, руб./м

Из анализа этих зависимостей сделан вывод что экономически целесообразная интенсивность выполнения монтажа оборудования при подготовке лав составляет от 3.7 до5.2 м/сут, так как в этом интервале повышение затрат на оплату труда не только полностью компенсируется экономией от сокращения продолжительности пребывания комплекса в стадии непроизводительного использования, но и обеспечивает экономический эффект шахте.

Расчет представлен в таблице 3.

Таблица 3

А если учесть увеличение на 11 дней работы по добыче получим еще дополнительный объем произведенной продукции в размере 11*(2200+1250)=37950 т и экономия составит

37 950 (160-107) =2 011 350 руб.

таблица 3.2.5.

Итоговая таблица по сравниваемым вариантам

Правила техники безопасности при монтаже и демонтаже

механизированых комплексов.

Безопасные методы работ при разгрузке ипогрузке оборудования в шахте и его доставке кместу монтажа или месту погрузки. Все операции по транспортированию узлов, деталей, монтажу и демонтажу комплексов должны производиться рабочими, прошедшими специальное обучение, под руководством лиц надзора. Перед началом работ рабочие обязаны ознакомиться с проектом организации работ и безопасными методами производства работ.

Транспортные, погрузочно-разгрузочные средства (платформы, площадки, лебедки,блочки и т.д.) должны быть исправными и осматриваться надзором в каждом случае перед их применением. Сечение каната монтажной петли должно соответствовать требованиям проекта организации работ. Тяговые канаты не должны иметь узлов, оборванных проволок более 10% на шаге свивки. Запрещается использовать в работе канаты: с обрывами пряди; с обрывом сердечника; подвергшиеся коррозии; с прядями от расплетенных канатов; если число обрывов проволоки на одном шаге свивки превосходит нормативы.

Прицепное устройство на канате лебедки должно выполняться в виде петли; конец каната петли стягивается тремя рабочими и одним контрольным жимком. Блочок в обойме должен крепиться валиком, имеющим запорное устройство, предотвращающее его выпадение. Верхняки рам, к которым подвешиваются подъемные приспособления и блочки, должны надежно расклиниваться и усиливаться стойками. Запрещается подвешивать подъемные приспособления к камерным рамам сопряжений.

При сцепке и отцепке вагонеток или грузовых площадок запрещается становиться между ними. Запрещается сцепка, и отцепка вагонеток во время движения состава при ручной доставке материалов по выработкам с рельсовой откаткой работа рельсового транспорта должна быть приостановлена на все время доставки.

Рельсовый путь в местах погрузочно-разгрузочных работ должен быть прямолинейным и иметь горизонтальный профиль. Платформы с оборудованием должны надежно затормаживаться барьерами, а под буферы необходимо подкладывать деревянные брусья во избежание опрокидывания платформы. При доставке оборудования по почве волоком стойки крепи обшивают досками во избежание их выдавливания.

При разгрузке оборудования необходимо соблюдать осторожность во избежание травм людей и повреждений механизмов, кабелей и другого оборудования, расположенного в выработке.

Действия лебедчика и стропальщика должны быть четкими и согласованными. Отцеплять стропы можно только тогда, когда груз уложен на место и находится в устойчивом положении. Запрещается разгружать элементы комплекса опрокидыванием вагонов или платформ.

При монтажно-демонтажных и доставочных работах установка лебедок должна осуществляться в строгом соответствии с проектом организации работ. Управлять лебедкой следует дистанционно или с места ее установки, если это расстояние не превышает 10 м от места производства работ. При разгрузке и погрузке элементов комплексов запрещается оттягивать и направлять их вручную. Для этой цели должны использоваться специальные крючки или канатные оттяжки.

К управлению лебедками допускаются лица, прошедшие обучение по профессии, а также изучившие программу работы на лебедках.

На месте установки лебедки должна быть подготовлена горизонтальная площадка.

При необходимости под лебедки укладывается прочный настил из брусьев или шпал, скрепленных скобами.

Расстояние от лебедки до крепи выработки должно быть не менее 1 м. Лебедку закрепляют в строгом соответствии с проектом. Запрещается ставить расстрелы в камерные рамы взатяжку.

Все открытые движущиеся части лебедки должны быть снабжены ограждениями.

Возле лебедки со свежей струи на расстоянии не более 5м, располагают средства пожаротушения: два огнетушителя и 0,2 м³ песка или инертной пыли.

Техника безопасности при монтаже (демонтаже) секций крепи.

При монтажных (демонтажных) работах запрещается: совмещение работ по монтажу доставке, демонтажу или монтажу с какими-либо другими работами в зоне монтажа; работы по спуску и подъему оборудования без предохранительных барьеров; присутствие людей под секцией выдвигаемой к линии забоя; проверять совпадение отверстий пальцами рук, устанавливать смонтированные секции крепи с гидростойками, не поставленными под распор; выполнять работы под перекрытием, если секция не расперта или не установлены страховочные стойки; при демонтаже находиться людям на расстоянии 5 м от извлекаемой секции; загромождение демонтажного ходка извлеченным оборудованием, лесом и т.п.;

Безопасные методы производства работ при монтаже комбайна.

Для монтажа комбайна должна быть подготовлена специальная ниша согласно проекту. Перед началом монтажа комбайна необходимо рабочее место привести в соответствие с правилами техники безопасности. Особое внимание следует уделять состоянию крепления сопряжения монтажной камеры с прилегающей выработкой. В случае необходимости устанавливается дополнительная крепь.

Все работы, связанные с монтажом комбайна, должна выполнять бригада, которая ознакомилась с его устройством, разборкой, монтажом и правилами ухода за ним.

Монтаж комбайна следует вести с помощью лебедок с червячным редуктором.

Работы, не связанные с монтажом комбайна, в районе сборки и в зоне действия каната лебедки запрещаются.

Для предотвращения опрокидывания комбайна на бортах конвейера под корпусом редуктора выкладываются деревянные клети

[КИ1]

[КИ2]