Технічне переоснащення шахти ш. «Суходльська-Східна» ДП «Краснодонвугілля»
Дипломний проект містить 158 сторінок рукописного тексту, 22 рисунка, 42 табл., 31 посилання.
Об'єкт проектування – технічне переоснащення шахти ш. «Суходльська-Східна» ДП «Краснодонвугілля».
Ціль проектування - підвищити техніко-економічні показники роботи шахти.
Методи проектування – нормативні документи, що діють у галузі за станом на 2005 р.; програмне і методичне забезпечення, що рекомендується для дипломного проектування кафедрою РРКК Донбаського державного технічного університету.
Проектом технічного переоснащення передбачається повна конвеєризація транспорту вугілля від очисного вибою до скипового стволу; в очисних вибоях застосований механізований комплекс Ш-го покоління – 3МКД-90; удосконалена схема провітрювання шахти – в уклонній частині шахтного поля возвратноточна схема провітрювання замінена на прямоточну. Перераховані техніко-технологічні рішення дозволили поліпшити проектні показники: підвищити продуктивність праці робітників з 349,3 т/міс. до 500,1 т/міс., збільшити середньодобове навантаження на очисний вибій з 1100 т/доб. до 1450 т/доб. і знизити собівартість вугілля по шахті з 175,0 грн./т до 132,7 грн./т.
ШАХТА. РОЗКРИТТЯ, ПІДГОТОВКА. СИСТЕМА РОЗРОБКИ, ОЧИСНОЇ ВИБІЙ, ПІДГОТОВЧИЙ ВИБІЙ, ШАХТНИЙ ТРАНСПОРТ, ПРОВІТРЮВАННЯ, ТЕХНІКО-ЕКОНОМІЧНІ ПОКАЗНИКИ.
ЗМІСТ
|
[1] 4 Техніко-економічна частина проекту
|
ВСТУП
Забезпечення стійкого зростання валового продукту у державі залежить від енергетичної самозабезпеченості, що в свою чергу тісно пов’язане зі станом розвитку вугледобувної галузі, насамперед Донецького басейну, на долю якого випадає 83% річного видобутку вугілля України. Стабільний приріст видобутку вугілля може бути досягнутий шляхом інтенсифікації процесу оновлення основних фондів вугільної промисловості з одночасним удосконаленням усієї інфраструктури соціальними та економічними перетвореннями.
Видобувна промисловість функціонує в умовах недостатньої розвідки родовища, пересувного характеру робочих місць, постійного розвитку гірничих робіт щодо розкриття, підготовки та виїмки пластів. Це викликає необхідність постійного аналізу стану видобувного підприємства з метою вибору рішень щодо ефективного видобутку запасів, впровадження передових науково-технічних досягнень. Розширення фронту робіт на родовища з більш складними умовами і гіршою якістю корисних копалин вимагає підвищення рівня проектної розробки техніко-технологічних рішень. Високий рівень проектування забезпечується поєднанням науки та виробництва. Удосконалення проектування шахт на сучасному етапі забезпечується:
- удосконаленням проектних методик аналізу технологічних рішень;
- підвищенням рівня фінансування проектних рішень;
- підвищенням обґрунтованості та вірогідності вихідної бази;
- автоматизації проектування шляхом створення надійних систем автоматичного проектування та розвитої системи банків необхідної інформації щодо проектування.
Сучасні методики забезпечують достатньо високий рівень проектувальних робіт. Тому для підвищення обґрунтованості прийнятих рішень необхідна висококваліфікована підготовка проектувальників. Даний проект є учбовим прикладом застосування сучасних методик та комп'ютерних технологій для обґрунтування ефективних техніко-технологічних рішень щодо діючої шахти.
1 ГЕОЛОГІЧНА ЧАСТИНА ПРОЕКТУ
1.1 Геологія родовища
1.1.1 Загальні відомості про шахту
Поле шахти «Суходольска – Східна» розташовано у пологій частині Суходольської сінкліналі, яка є склпдлвлю Краснодонського геолого - промислового району Донбасу. На території Красно донського району Луганської області.
По адміністративному розподілу територія шахти відноситься до структурної одиниці ВАТ Краснодонвугілля.
В безпосередній близькості від ділянки шахти розташовані міста Краснодон, селище Гончарівка та місто Свердловськ . Під’їздні шляхи до шахти підведені від станції Суходольськ. Дон Ж/Д, яка має вихід на залізничну магістральДебальцеве – Волгоград. Основний автошлях- Краснодон – Луганськ.
Електроенергією шахта забеспечується від регіональої енергосистеми «Донбасенерго».
Джерелом водопостачання служить «Донводопровід».
Вугілля використовується як енергетичне палиао та для коксохімії.
1.1.2 Геологічна будова шахтного поля
1.1.2.1 Стратиграфія й літологія
У геологічній будові шахтного поля беруть участь породи кам'яновугільного, мелового, палеогенового, неогенового і четвертинного віків.
Четвертинні відложення поширені повсемістно і представлені рослинним шаром і суглтнкам. Каменовугільні відложення представлені середнім відділом карбону – світами С2 4, С25, С26 и С27. У покладах домінують вапняки, пісковики тасланці глинясті.
Літолого-стратиграфічна характеристика кам'яновугільної товщі приводитися в табл. 1.1.
Таблиця 1.1. – Літолого-стратиграфічна характеристика кам'яновугільних
тивщі
|
Індекс світи
|
Потужність, м
|
Літологічний склад
|
|
|
|
|
|
пісковики, м/%
|
алевроліт,
м/%
|
аргіліт,
м/%
|
вапняк,
м/%
|
вугілля,
м/%
|
Робочі
вугільні
пласти
|
Маркіруючі горизонти
|
|
С25
|
400
|
128,8
|
142
|
116,8
|
3,2
|
9,2
|
К2 ,К3 , К6, К7н, К8
|
К2, К36, К5, К6
|
|
|
|
32,2
|
35,2
|
29,2
|
0,8
|
2,3
|
|
|
|
С24
|
480
|
156
|
197,3
|
121
|
3,36
|
2,4
|
І3
|
І3,І21,І1
|
|
|
|
32,5
|
41,1
|
25,2
|
0,7
|
0,5
|
|
|
1.1.2.2 Тектоніка
Данна площа приурочена до смуги дрібної смуги північної околиці Донецького басейну і повністю охоплює південне крило.
Суходольська синкліналь по простиранню від її західної до східноїпризамкових частин.
Суходольська синкліналь представляє асиметричну складку з похилим східним і крутим північним крилами, що характерно для цієї синкліналі на всьому протязі. синкліналь представляє асиметричну складку з похилим східним і крутим північним крилами, що характерно для цієї син
1.1.2.3 Вугленосність
В продуктивній товщі оцінюємого поля шахти «Суходольська - Східна» замкнені вугільні пласти світ С25 и С24. У зв’язку з тим, що на баланс шахти «Суходольська - Східна» узяти основні робочі пласти К3Н, К2ІН, К2ІВ, К2В, К2Н і І3І, а в процесі до розвідки виявлен пласт І3, нижче будуть розглядатися тільки вказані пласти, які наведені в таблиці 1.2.
Таблиця 1.2. – Характеристика робочих вугільних пластів
|
Пласт
|
Потужність пласта, м
|
Відстань
між
пластами, м
|
Будова
|
Витриманість
|
|
|
корисна
|
|
|
|
|
|
від – до
середня
|
|
|
|
|
К5Н
|
0,45-0,80
|
35
|
Проста
|
невитриманий
|
|
|
0,60 (126)
|
|
|
|
|
К2І, К2ІВ
|
0,45-1,50
|
0,5-5
|
складна
|
невитриманий
|
|
|
0,77 (116)
|
|
|
|
|
К2ІН
|
0,45 – 1,45
|
24-36
|
проста складна
|
невитриманий
|
|
|
0,69 (106)
|
|
|
|
|
К2, К2В
|
0,45 – 2,05
|
2-14
|
проста складна
|
невитриманий
|
|
|
0,68 (255)
|
|
|
|
|
К2Н
|
0,45 – 1,11
|
180
|
проста
|
відносно
витриманий
|
|
|
0,72 (270)
|
|
|
|
|
І3Н
|
0,52 – 2,38
|
0-10
|
складна
|
невитриманий
|
|
|
1,02 (294)
|
|
|
|
|
І3
|
0,45 – 0,80
|
0-10
|
складна
|
невитриманий
|
|
|
0,81 (45)
|
|
|
|
1.2.4 Якість вугілля
Вугілля пластів належить до марки А
Характеристика якості вугілля наводиться в таблиці 1.3.
Таблиця 1.3. – Характеристика якості вугілля
|
Індекс
пласта
|
Показники якості
|
|
|
Зольність
чистого вугілля , Adaf,%
|
Вологість,
Wrt, %
|
Сірчаність,
Sdt,%
|
Вихід летю-
чих речовин, Vdaf, %
|
Вища
теплотворна
спроможність,
Qdaf,ккал/кг
|
Марка вугілля
|
|
К3Н
|
19.2
|
1,6
|
0.8
|
2,6
|
8670
|
А
|
|
К2І, К2ІВ
|
14.6
|
1.8
|
1.4
|
2,8
|
8570
|
А
|
1.2.5 Гідрогеологічні умови
Гідрогеологічні умови відробки оцінюваємих пластів вважаються сприятливими. Прогнозні водопритокипри повній підробці запасів в межах площі першої черги відробки складатиме: середній – 154 м3/година, максимальний – 170 м3/година, при повній підробці запасів на всій площі шахтного поля - середній 470 м3/година. У технічному відношенні води будуть агресивними до бетону по гілрокарбонатной щелочності і окремих випадках по сульфатам і середнєагресивні до металу.
- Гірничо-геологічні умови відробки
Основні вугільні пласти залягають повністю у метановіц зоні і їх природа металоносність становить 20-25 м3/т.г.м., підвищенні значення 25,4-29,9 м3/т.г.м. спостерігаються на окремих ділянках по пластам: К2ІН і І3І у крайній північно-західній і південно-східній частинах оцінюваємой площі. Надходження метану у гірничі виробки можливо не тільки із розробляємих вугільних пластів, але й уміщуючихїх порід.
Вугільні пласти К3Н, К2ІВ, К2В, К2Н , І3І, І3В являються вибросонебезпечними.
Вугільний пласт К2Н у межах блоку №2 шахти «Суходольська - Східна» віднесен до категорії вибросонебезпечних «особливо вибросонебезпечний»
1.3 Границі і запаси шахтного поля
Підрахунок запасів зроблен способом середнього арифметичного, виходячи з постійності кута падіння пласта. Запаси в цьому випадку визначаються по формулі:
Qср.ар. = ( Sг/cos ср) mср.н · ср , т (1.1)
де S – горизонтальна проекція пласта, м2;
ср – середній угол падіння пласта, градус;
mср.н – середня нормальна корисна потужність пласта, м;
– середнє значення об'ємної маси вугілля, т/м3;
Розрахунок запасів по робочих пластах наведений у таблиці 1.2.5
Таблиця 1.4. – Сводна таблиця запасів вугілля по пластам
|
Індекс пласта
|
Технологіч
на група
|
Балансові запаси
|
Забалансові запаси
|
|
|
|
А
|
Б
|
А+Б
|
СІ
|
А+Б+СІ
|
А+Б+СІ
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
8
|
|
Поле шахти «Суходольська Східна»
|
|
К3Н
|
Ж21 кокс
|
|
5321
|
5321
|
9805
|
15126
|
1941
|
|
|
|
|
5377
|
5377
|
10136
|
15513
|
2062
|
|
К2І + К2ІН
К2ІН
|
Ж21* К14
|
|
|
|
28267
|
28267
|
11403
|
|
|
|
|
|
|
33681
|
33681
|
14080
|
|
|
Ж21, К14 енерг.
|
|
10658
|
10658
|
15816
|
26474
|
3026
|
|
|
|
|
11663
|
11663
|
17754
|
29417
|
3364
|
|
Разом по пл.
К2 + К2В
|
|
23641
|
23641
|
20257
|
43898
|
3834
|
|
|
|
25602
|
25602
|
22485
|
48087
|
4343
|
|
К2Н
|
Ж21, К14
кокс
|
|
24750
|
24750
|
13114
|
37864
|
978
|
|
|
|
|
25244
|
25244
|
13885
|
39129
|
1102
|
|
І3І - І3Н
|
Ж21, К14
кокс
|
|
60824
|
60824
|
13284
|
74108
|
2459
|
|
|
|
|
67755
|
67755
|
15849
|
83604
|
3769
|
|
Разом по
полю:
|
|
114536
|
114536
|
84727
|
119263
|
20695
|
|
|
|
123978
|
123978
|
96036
|
220014
|
25356
|
|
Примітка:
Крім того, по довідкі маркшейдерської служби значуться
запаси у постійних целіках
В – 2111 т.т.
С1 – 919 т. т.
В + С1 – 3030 т.т.
|
|
Ділянка Суходольська – Нижня
|
|
|
|
|
|
2850
3957
|
2850
3957
|
1673
1720
|
1.2.6 Підрахуємо промислові запаси по шахтному полю по формулі:
Qпр = Qбал - (П1 + П2 + П3 + П4), т (1.2)
де Qбал – балансові запаси, т;
П1 – втрати вугілля в ціліках під проммайданчик шахти, т;
П2 – втрати вугілля у бар'єрних ціліках, т;
П3 – втрати у геологічних порушеннях, т;
П4 – проектні експлуатаційні втрати, т.
1.2.7 Підрахуємо втрати вугілля в ціліках під проммайданчик шахти по формулі:
П1 = S · mср.н · , т (1.3)
Розрахунок втрат вугілля в ціліках під проммайданчик шахти наведений у таблиці 1.2.7
Таблиця 1.2.7 – Підрахунок втрат вугілля в ціліках під проммайданчик шахти
|
Індекс
пласту
|
S, м2
|
m,
м
|
,
т/м3
|
П1,
т
|
|
К3Н
|
8100
|
1,09
|
1,46
|
18922
|
|
К2ІВ
|
8694
|
1,16
|
1,36
|
14543
|
|
К2В
|
9100
|
1,01
|
1,35
|
12408
|
|
К2Н
|
9724
|
1,23
|
1,48
|
16694
|
|
І3І
|
10150
|
2,35
|
1,43
|
15820
|
|
Разом
|
|
|
|
78387
|
1.2.8 Підрахуємо втрати вугілля у бар’єрних ціліках по фрмулі:
П2 = l · d · mср.н · , т (1.4)
де l – довжина ціліка у площі пласта, м;
d – ширина ціліка, підрахуємо по формулі:
d = 5m + 0,05H + 0,002L, м (але не менше 20м) (1.5)
де m – нормальна потужність пласта, м;
H – глибина цілика від земноі поверхні, м;
L – довжина хода маркшейдерської з’йомки від ствола до цілика, м.
Розрахунок втрат вугілля у бар’єрних ціліках наведений у таблиці 1.2.8
Таблиця 1.2.8 – Розрахунок втрат вугілля у бар’єрних ціліках.
|
Індекс
пласту
|
m,м
|
H,м
|
L,м
|
d, м
|
l, м
|
, т/м3
|
П2, т
|
|
К3Н
|
1,09
|
650
|
3488
|
47
|
975
|
1,46
|
107047
|
|
К2ІВ
|
1,16
|
685
|
3463
|
47
|
925
|
1,36
|
72725
|
|
К2В
|
1,01
|
717
|
3450
|
48
|
900
|
1,35
|
58903
|
|
К2Н
|
1,23
|
742
|
3438
|
50
|
875
|
1,48
|
75110
|
|
І3І
|
1,20
|
777
|
3425
|
51
|
850
|
1,43
|
67570
|
|
|
|
|
|
|
|
|
381355
|
|
Разом
|
|
|
|
|
|
|
762710
|
1.2.9 Втрати у геологічних порушеннях П3 = 0, тому що на данній площі не має геологічних порушень.
1.2.10 Підрахуємо проектні експлуатаційні втрати по формулі:
П4 = [Qбал – (П1+П2+П3)] С, т (1.6)
де Qбал – сумарні балансові запаси шахти, т;
С – коефіцієнт експлуатаційних утрат вугілля ( С = 0,031).
П4 = [48407000– (78387+762710+0)] 0.031=1475000 т
1.2.11 Сумарний відсоток проектних втрат визначається по формулі:
15% (1.7)
15%
Визначимо промислові запаси по формулі (1.2)
Qпр. = 48407000 – (78387 + 762710+ 0 + 1475000) = 46091000 т
Qпр. = 46,091 мил.т
2 ТЕХНОЛОГІЧНА ЧАСТИНА ПРОЕКТУ
2.1 Розробка основних напрямків технічного переоснащення шахти
Основні техніко-економічні показники роботи шахти проектні і планові приведені в табл. 2.1
Таблиця 2.1 - Показники роботи шахти «Суходольсько- Східна»
|
Показники
|
Од. виміру
|
Планові
|
Фактичні
|
|
Виробнича потужність
|
тис.т/рік
|
900
|
900
|
|
Собівартість вугілля
|
грн./т
|
120,54
|
136,29
|
|
Оптова ціна вугілля
|
|
138,42
|
138,42
|
|
Продуктивність праці
|
|
|
|
|
на вихід
|
т
|
47,5
|
33,9
|
|
на місяць
|
т
|
349,3
|
221,2
|
|
Численність трудящих
|
|
2977
|
3200
|
|
у т.ч. ГРОВ
|
|
510
|
429
|
|
Зольність
|
%
|
38,0
|
35,0
|
|
Швидкість проведення
виробок
|
м/міс
|
59,0
|
150,0
|
|
Балансовий прибуток
|
тис. грн./рік
|
31290
|
2769
|
З приведеної таблиці видно, що на шахті досягнути високі техніко-економічні показники. Шахта на дійсний час є рентабельною. Проектна виробнича потужність повністю не використана.
Однак діюча на шахті технологічна схема має деякі недоліки, які суттєво знижують ефективність видобутку вугілля. До цих недоліків відносяться:
- велика довжина підтримуваних виробок, що потребує великі витрати на їх підтримку та вентиляцію шахти;
- не достатня швидкість проведення підготовчих виробок;
- вугільні цілики для підготовчих виробок ускладнюють технологічні процеси у лаві - треба виймати технологічні ніши, які виймаються не механізованим способом, збільшується обсяг кінцевих операцій;
- з наведеного витікає також неможливість удосконалити систему розробки - на шахті, як правило, впроваджується комбінована система розробки, що ускладнює очисні роботи.
Основною причиною такого стану є недостатність капітальних вкладень в розвиток гірничих робіт.
На дійсний момент на шахті «Суходольська - Східна» ДП «Краснодон вугілля» робочі пласти відпрацьовуються на горизонті, що підготовлений. Останні запаси по пластах і3, к21 (62379,34 тис.т) треба підготовити, для чого необхідно підготовити новий горизонт.
Задачі дійсного проекту:
- провести проектні розрахунки по доцільності реформування схеми виробок шахту з приводу зменшення довжини підтримуваних виробок;
- провести обґрунтування доцільності придбання високо продуктивної гірничої техніки: виймальних та прохідницьких комплексів, комбайнів, транспортної техніки.
- на підставі нової гірничої техніки удосконалити системи розробки виїмкових ділянок з оптимальними параметрами її впровадження.
- провести обґрунтування рівня виробничої потужності шахти на термін доробки запасів шахтного поля;
- зробити оцінку доцільності технічного переоснащення шахти на підставі проектних рішень.
2.2 Технологічні схеми ведення очисних робіт, виробнича
потужність шахти і режим її роботи
Даним проектом передбачається застосування більш ефективних механізованих комплексів Ш-го покоління, що дозволяють істотно скоротити трудомісткість очисних робіт і збільшити навантаження на очисний вибій. Виходячи з прогнозних категорій поводження бічних порід у лаві А2 Б3 П3 для механізації очисних робіт застосовуємо механізований комплекс 3МКД90 у складі : кріплення – 3КД90, комбайн 2ГШ-68, пересувний скребковий конвеєр СП-326, кріплення сполучення КСД90.
Розрахунок проектного навантаження на очисний вибій виконаний за допомогою програмного пакета «ПРОГНОЗ. 3». Для охорони підготовчих виробок прийняті смуги з БЖБТ виходячи з розрахунків по вимогах [1] . Обґрунтування технологічної схеми ведення гірничих робіт на виїмковій ділянці зроблено в основній частині дипломного проекту.
Існуюча технологічна схема шахти може забезпечити виробничу потужність Аш.м. =900 тис.т/рік.
Кількість діючих лав
n = (2.1)
n = (2.2)
Приймаємо 3 діючі лави по пласту. Згідно ПТЭ для забезпечення стійкої і ритмічної роботи шахти в сприятливих гірничо-геологічних умовах на 3 діючі лави по пласту необхідно приймати одну що резервно-діє. Тоді сумарна довжина очисних вибоїв з урахуванням резервних лав складе
3 * 200 = 600 м.
Проектний видобуток шахти складе
Аш = n · Адоб · k, т (2.3)
де n - кількість діючих очисних вибоїв;
Адоб – добове навантаження на очисної вибій, т;
k - кількість проектних робочих днів у році.
Аш = 3 · 1300 · 300 = 1170,0тис.т
Визначимо розрахунковий термін служби шахти
Трасч. =років (2.4)
Трасч.= 46000 : 1170 = років
Т = Трасч. + tзат. = 39+ 3 = 42 років (2.5)
де tзат. =3 роки – час робіт по загасанню гірничих виробок.
У проекті прийнятий наступний режим роботи шахти: число робочих днів у році – 300; число робочих годин у тижні для підземних робітників – 25, для робочих поверхні – 40; число робочих змін у добі: 3 робітників і 1 ремонтно-підготовча.
2.3 Розкриття, підготовка і система розробки вугільних пластів
2.3.1 Підготовка шахтного поля та обґрунтування прийнятої системи розробки
2.3.1 Підготовка виїмкової ділянки.
Виїмкова ділянка 23 західної ухильної лави пл.i13 підготовлена відповідно до проекту інституту «Южгіпрошахт» і технологічній схемі № 11 «Технологічних схем розробки пологих пластів на шахтах України» 1999г.
Довжина виїмкового поля - 720 м
Запаси, що готуються, - 669 тис.т.
Кріп воздухоподавльного і конвейєрного штреків арочна, металева, податлива. Прийнята у відповідності з розрахунком згідно «Інструкції по вибору рамної металевої крепи гірських вироблень» 1986г.
23 західний воздухоподавальний штрек закріплений арочною крепью КМПА-3/13,8 з щільністю 2р/м в світлі до осідання 12,8 м2.
23 західний конвейєрний штрек закріплений крепью КМП-А5/13,8 з щільністю 2р/м і перетином в світлі до осідання 12,8 м, надалі проводитиметься перетином в проходці 21,6м2, в світлі - 18,1м2, кріплення КМП -А5/15,5.
Спосіб проведення вироблень - БВР в звичайному режимі підривання, прибирання гірської маси здійснюється в ручну на конвейєр СП-250, доставка матеріалів надгрунтовою дорогою ДКНЛ-1.
У зоні впливу очисних робіт передбачається застосування 2 стійок крепи посилення із спецпрофілю СВП-27 під кожну другу раму крепи.
На час відробітку выемочного ділянки забезпечується безремонтний зміст воздухоподающего штреку. На конвейєрному штреку проводиться підривання грунту з відставанням від забою лави на 10 м на глибину 1,0 м і перекріплювання арочною крепью КМП-А5/15,5 з доведенням перетину в світлі до 18,1м2.
Для відробки запасів на шахті застосована схема підготовки – панельна з повторним використанням головних штреків. Недоліком прийнятої схеми розкриття є складність провітрювання виїмкових ділянок у похилій частині шахтного поля, що обумовлює підвишення внутрішніх витоків повітря. Виходячи з відсутності газоносності і з обліку водоприбутку пласту, відпрацьовування очисних вибоїв доцільно проводити по простяганню з застосуванням панельної підготовки.
Панельний спосіб підготовки шахтного поля дозволяє значно підвищити концентрацію гірничих виробок. Довжина виїмкової ділянки обумовлена довжиною обрію по простяганню і складає 850 м. Довжина лави прийнята по довжині механізованого комплексу у заводському постачанні.
Раніше по пласту застосовувалися також суцільна і комбінована системи розробки. У даному проекті приймається стовпова система з повторним використання підготовчих виробок.
Для складання календарного плану розрахована швидкість посування очисного вибою. Швидкість проведення підготовчих виробок з умови оптимізації повинна бути такою щоби встигали за відробкою виїмкових ділянок. Однак, підготовчі роботи повинні починатися раніш. Час випередження очисних робіт підготовчими визначається по формулі
Умова своєчасної підготовки стовпа
Точ. = Тподг., мес. (2.6)
де Тподг. – загальні витрати часу на підготовку стовпа, міс.;
Трез. = 1-2 мес. – резерв часу на компенсацію непередбачених затримок при підготовці стовпа;
Точ. – тривалість відпрацьовування частини пласту, що залишилася, міс.
Визначимо витрати часу на підготовку виїмкової стовпа
Тподг. = tпр.+ tр.п+ tмон. = (2.7)
де tш. – час затрачуване на проведення виробки, міс.
tш. = (2.8)
де Lп.= 1250 м – довжина шахтного поля по падінню;
Vш.оп. = 90 м/міс. – оптимальна швидкість проведення
підготовчого виробки;
Vр.н. = 100 м/міс. – швидкість проведення розрізної печі;
tмон. = 1 міс. – час монтажу комплексу;
Tподг. = міс. (2.9)
Отримані дані використовуємо для побудови календарного плану відпрацьовування пласту і3
2.3.2 Розкриття шахтного поля
Розкриття горизонту як і усього шахтного поля виконано за допомогою головного скіпового та допоміжного вертикального стволів, вертикальних вентиляційних збійок т. Горизонт, що проектується, знаходиться на глибині 650м, що потребує великої довжини головних підготовчих виробок та багато ступеневого транспорту. Проведення нових розкривних виробок для спрощення діючої схеми головних підготовчих виробок доцільно, тому що на шахті для виведення відробленого повітря з лав та підготовчих вибоїв підтримується 25 км виробок, що потребують ремонту, створюють опір головному вентилятору знижують безпеку проведення протиаварійних впроваджень.
Виходячи з розрахунку терміну переоснащення шахти 1,5 роки для проведення усіх виробок за проектом потребує 4 прохідницькі бригади. Календарний план підготовки та відпрацьовування горизонту наведений на листі 2 графічної частини проекту.
2.3.3 Капітальні гірничі виробки
2.3.3.1 Стволи
Допоміжний ствол ш.№3 призначений для спуску-підйому людей устаткування та матеріалів. По цьому стволу у шахту подається свіже повітря. Переріз стволу у світлі дорівнює 28,3 м2 . Допоміжний ствол устаткований інспекторською клітиною для 2 чол. Форма перерізу кругла. Ця форма порівняна з іншими забезпечує найбільшу стійкість стволу до гірничого тиску та зменшує коефіцієнт аеродинамічного опору проходження повітря.
Західний вентиляційний ствол оборудований головною вентиляційною установкою й служить для видачі відробленого повітря з шахти. Переріз стволу у світлі дорівнює 28,3 м2.
Головний вертикальний ствол №4 використовується для підйому скіпами вугілля та породи. Ці стволи забезпечують роботу діючого горизонту на глибині 790 м.. Кріплення стволів бетонне. Площа скіпового стволу 19,6 м2 Стволи арміровані жорсткими провідниками. Розстріли металеві з двотаврових балок. У якості провідників використовуються двутаври зварені у коробчатий переріз. Така форма провідників забезпечує використання гнучких роликів, що зменшує їх тертя, а також збільшує термін служби провідників.
2.3.3.2 Приствольний двір та головні розкривні виробки
Приствольний двор призначений для забезпечення видачі породи і вугілля скіпами і виконання всіх допоміжних операцій для допоміжного стволу № 3 має кругову схему рушення і двостороннім надходженням вантажів як з південного так і з північного квершлагів. Двір складається з трьох рівнобіжних галузей: обгінної вантажної галузі; галузі клітьового підйому; галузі скіпового стволу. У межах приствольного двору пройдені наступні камери: і центральна електропідстанція чекання і медпункт, депо протипожежного потяга, електровозний гараж по зарядною підстанцією і ремонтної майстерні, склад вибухових матеріалів, санвузол, опрокид. Обсяг виробок приствольного двору складає 1440 м у світлі. Обсяг камер – 12744 м. Рейкові шляхи мають тип Р-33. Радіус закруглення шляхів не менш 20 м. Пропускна здатність стволу 6000 т/доб.
Перелік виробок приствольного двору - скіповий ствол №4, ствол допоміжний №3, вугільна розвантажувальна яма й породна розвантажувальна яма , камера чекання, камера медпункта, центральна електропідстанція, камера головного водовідливу, водосбірник камера установки, що збезводнює, депо протипожежного потяга, гараж ремонтна майстерня, майстерня-склад ВМ, стоянка пасажирського потяга, санвузол.
Рисунок 2.1 - Схема приствольного двору
2.4 Паспорта виїмкової ділянки, проведення і кріплення підземних виробок
2.4.1 Паспорт виїмки вугілля, кріплення і управління
покрівлею в очиснім вибої
2.4.1.1 Прогноз умов відпрацьовування
Проектні показники роботи очисного забою
|
Найменування
|
Значення показників
|
|
Дата введення очисного забою в експлуатацію
|
березень 2005г.
|
|
Тривалість відробітку выемочного ділянки, міс.
|
23
|
|
Промислові запаси вугілля по ділянці, т.т
|
669
|
|
Експлуатаційні втрати вугілля по ділянці %
|
5,8
|
|
Номер технологич. схеми, прийнятої для даних умов
|
№11 (КД 12.01.201-98)
|
|
Навантаження на очисний забій по технологічній схемі, т/сут.
|
1400 (норматив)
|
|
Макс, можливе навантаження на очисний забій за умовами:
•транспорта, т/сут
•вентиляции, т/сут.
|
3500 395
|
|
Проектне навантаження на очисний забій, т/сут.
|
395
|
|
Среднедействующєє кількість очисних забоїв, шт.
|
2
|
|
Система розробки
|
комбінована суцільна по простяганню
|
|
Напрям відробітку выемочного ділянки
|
від ухилу до межі по простяганню
|
|
Напрям руху забою
|
до межі ухилу
|
|
Спосіб управління крівлею
|
повне обвалення
|
|
Тип механізованого комплексу
|
3 КД-90Т
|
|
Тип выемочной машини
|
2 ГШ-68
|
|
Кількість выемочных машин, шт.
|
1
|
|
Тип засобу, доставки, в очисному забої
|
СП-326
|
|
Спосіб виїмки ніш
|
на відбійний молоток, БВР
|
|
Вид транспорту вугілля по виробленню, що примикає до очисного забою
|
конвейєрний
|
|
Кількість ступенів транспорту від вантажного пункту очисного забою до стовбура
|
0
|
|
Проектна довжина выемочного ділянки (стовпа), м
|
720
|
|
Потужність пласта:
•геологическая, м
•вынимаемая, м
|
2,38 2,38
|
|
Число днів роботи очисного забою по здобичі в місяць, днів
|
29,5
|
|
Посування очисного забою:
•за цикл виїмки, м
•в доба, м
•в місяць, м
|
0,63 1,26
37,2
|
|
Кількість виходів за добу по очисному забою, вых.
|
66
|
|
У т.ч.:
•маш. гірських выемочных машин
•ГРОЗ,
•электрослесарей,
|
59
3
|
|
Обліковий штат робочих на ділянці, здобичі, чіл. В.т.ч.
• маш. горных выемочных машин,
• ГРОЗ
• электрослесарей
• ГРП
• МПУ
|
186
9
132 5 6
34
|
|
Продуктивність праці:
•рабочего ділянки, здобичі, т/мес.
•ГРОЗ, т/вих.
|
220,0 21,0
|
Прогноз гірничо-геологічних умов відпрацьовування запасів, що залишилися, по пласту і3 виконаний за методикою з використанням програмного пакета «ПРОГНОЗ.3». згідно яким клас бічних порід характеризується категоріями А2 Б3 П3 (основна покрівля середньої обвалюваності, малостійка безпосередня покрівля і стійкий ґрунт.) Водоприпливу лаву складає 1-5 м3/год . Помилкова покрівля утворюється. З урахуванням помилкової покрівлі і присічки верхнього хитливого пласту ґрунту середня потужність пласту, що виймається, складе 1.2 м.
Обґрунтування вибору механізації очисних робіт, способу і засобів охорони виробок, навантаження на очисної вибій виконано в основній частині дипломного проекту.
2. Горно-геологічні умови выемочного ділянки.
|
Показники
|
Значення
(характеристика
показників)
|
|
Марка вугілля
|
До
|
|
Категорія основної крівлі по обрушаемости
|
АГА2
|
|
Категорія стійкості - безпосередньої крівлі
- почвы-
|
І>2 -Бз П2-П3
|
|
Потужність, м : - основної крівлі
- безпосередньої крівлі
- помилкової крівлі
|
13,6-25,5 2,5-12,6 до 0,12
|
|
Наявність геологічних порушень
|
ні
|
|
Небезпека пласта - по пилу
- по гірських ударах
- по раптових викидах
- по схильності до самозагорання
|
не небезпечний не небезпечний небезпечний небезпечний
|
|
Кут падіння пласта, град
|
6-11
|
|
Потужність пласта, м - загальна
- що виймається зокрема: сумарна потужність порідних прослойков
|
2,38 2,38 0,6
|
|
Коефіцієнт міцності порідних прослойков Крок обвалення, м - основної крівлі
- безпосередньої крівлі Опірність вугілля різанню, кг/см Глибина розробки, м Зольність вугілля % Щільність вугілля, т/м Обводнює пласта м /час
|
2-3
30,0
услід за секціями
150-250
1085
30,3
1,47
до 2,0
|
2.4.1.2 Обґрунтування параметрів паспорта виїмки вугілля,
кріплення і управління покрівлею в очисному вибої
Перевірка достатності несучої здатності механізованого кріплення 1КД90 зроблена за умовою
R = hi i(l n+ lm) + В e h2 Шn 0,8 Rt, Mn/м
hi потужність пласту безпосередньої покрівлі, м;
об'ємна вага породи, МН/м3;
l n максимальна ширина призабойного простору при знятій смузі вугілля, м;
lm крок пересувки секції, м;
В коефіцієнт, що залежить від співвідношення;
e об'ємна вага порід основної покрівлі, МН/м3;
h2 потужність основної покрівлі, м;
Шn крок наступних осад основної покрівлі, м;
Rt, питомий опір секції на 1 м довжини лави, МН/м
R = 5 0,275 (4,7+ 0,8) + 0,5 0,0275 6 10 = 1,58 < 7,6 МН/м
Умова виконується, кріплення може використовуватися у даних умовах. Спосіб керування покрівлею – повне обвалювання.
Для забезпечення безпеки робіт, запобігання завалів лав, повітряних ударів при первинному осіданні покрівлі після відходу від розрізної печі необхідно робити висадження свердловинних зарядів над виробленим простором. Для буріння використовуються верстати СБГ1М. Схема розташування свердловин – двостороння діагональна. Висота закладення устя свердловини визначається по лінії найменшого опору до найближчої вільної поверхні і приймається рівної 15 м. Свердловини забурюються в один ярус. Відстань між вибоями зустрічних свердловин приймається 10 м. Довжина забойки 32 м. Відстань між свердловинами 18-20 м. Кут розвороту свердловини в площині пласту не менш 500. Кут підйому свердловини щодо пласту – 200. Маса заряду 300 кг.
Торпед заряд складається з набору торпед, обгорнених у поліетиленове упакування. Довжина секції 1500 мм. Діаметр 90 мм. Секції заповнюються патронірованим ВР. Ініціювання зарядів ВР у торпеді виробляється торпедою – бойовиком.
Крім цього заходу розроблені додаткові заходи на період первинної посадки покрівлі.
- Пересувка секції кріплення виконується з підпором.
- Секції кріплення пересуваються тільки по черзі й у строгої послідовності
- Відстань секцій кріплення до комбайна в період пересувки повинна бути скорочена до мінімуму.
- У період до первинної посадки основної покрівлі тиск у напірній магістралі механізованого комплексу повинен бути не менш 1,25-1,50 від мінімального. Контроль тиску робити по манометрі.
Технологічна схема виїмкової ділянки представлена на листі №3 графічної частини. Розрахунок навантаження приведений на лістінгу.
Технологія монтажу секцій кріплення КД90 по застосуванням лебідок (рис. 2.2). Доставка секцій по середньому ходку монтажної камери здійснюється козирком уперед. Засоби механізації монтажу секцій кріплення представлені в табл. 2.3.
Таблиця 2.3 – Засоби механізації монтажу
|
Найменування
|
Тип обладнання
|
Кількість
|
- Лебідка
- Лебідка
- Лебідка
- Платформа
- Лебідка ручна
- Полок монтажний
- Дорога монтажна
- Апаратура сигналізації і зв'язку
- Блок відклоняючий
- Відбійник направляючий
- Комплект гідродомкратів, інструмента і приспособлень
|
ЛПК13
ЛМ25
ЛПТ55
ПТК,ПТД
ЛРЦ
Дерев.
МД
ПСК
|
1
1
3
30
1
1
1
1
2
1
1
|
Для підтягування навантажених платформ до монтажного полку додатково застосовується лебідка ЛВД25. Для механізації обміну вантажених і порожніх платформ на транспортному виробленні застосовується перекатна платформа ППР
Рисунок 2.2 – Технологічна схема монтажу механізованого комплексу 1МКД90
У залежності від напрямку доставки і монтажу устаткування, монтаж одного з приводів скребкового конвеєра виробляється після монтажу секцій кріплення і комбайна. Технологія демонтажу секцій кріплення КД90 по застосуванням лебідок представлена на рисунку 2.4. Доставка секцій по демонтажному ходку здійснюється на ліві бортові виробки. Засоби механізації демонтажу комплексу приведені в таблиці 2.4.
Таблиця 2.4 – Засоби механізації демонтажу
|
Найменування
|
Тип обладнання
|
Кількість
|
|
Лебідка
Лебідка
Полок монтажний
Апаратура сигналізації і зв'язку
Блок відклоняющий
Відбійник направляючий
Комплект гідродомкратів, інструмента і приспособлень
|
ЛПК13
ЛМ25
Дерев.
ПСК
|
2
2
3
1
1
1
1
1
|
Для транспортування демонтованого устаткування по рейкових шляхах застосовуються платформи ПТК. Для механізації обміну вантажних і порожніх платформ на штреку застосовуються платформи перекатні ППР. Для зняття козирків з перекриттів секцій кріплення застосовуються гідродомкрати ручні з приводом ДГ5, стояки тимчасового кріплення ВК, лебідки ручні ЛРЦ. Для розвороту, витягування на демонтажний ходок і доставки секцій по лаві застосовуються лебідки типу 1ЛГКН.
2.4.1.3 Керування станом масиву гірничих робіт
За прогнозом гірничо-геологічних умов розробки вугільного пласту, виконаному за допомогою програмних засобів, що розроблені на кафедрі розробки родовищ корисних копалин, основна покрівля не потребує заходів до зниженні міцності порід, що її складають. До первинної посадки покрівлі передбачається:
- примусова посадка покрівлі за допомогою буріння шпурів з межсекційного простору в покрівлю виробленого простору і далі проведення вибухових робіт;
- встановленні тимчасових дерев'яних стояків під консолі механізованого кріплення. Стояки встановлюються під кожну другу консоль;
- стояки механізованого кріплення повинні встановлюватися з максимально можливим розпором;
- робота насосної станції переводиться на підвищений напір (у 1,3 рази);
- секції механізованого кріплення повинні пересуватися тільки по одинці в суворій послідовності, передбаченою технологічною схемою;
- виконувати щодобово перетяжку хомутів на протязі 50-80 м і посилення кріплення підготовчих виробок на протязі 20-30 м від сполучення;
- роботи у лаві повинні проводитися під керівництвом старшого технічного надзору дільниці.
Безпосередня покрівля характеризується середньою стійкістю. Тому під час розробки запасів можливі обвалювання покрівлі з утворенням куполів висотою 0,5-0,8 м та більше. За рекомендаціями [14], для попереджання розвитку завалів в подібних випадках паспортом передбачається застосування випереджаючого штангового кріплення та викладення в пустотах над секціями дерев'яних кострів з брусу чи дерев'яних стояків. Якщо висота куполу становить 0,8 м та більше встановлюється тимчасове кріплення.
За умовами застосування паспортів підтримання та охорони підготовчих виробок, заходи щодо боротьби з випиранням підошви мають застосовуватися для оцінки безрозмірні критерії випирання у вентиляційній виробці та транспортній.
Цей критерій визначається за формулою
, (2.11)
де H - глибина розташування виробки від земної поверхні;
R - тимчасовий опір порід підошви до тиску в зразку; визначається за формулою
R = Rп K (2.12)
Rп - середній опір порід у зразку до одноосного стиску, МПа;
K - коефіцієнт порушення масиву порід.
R = 39 0,7 = 27,4 МПа
Отже критерій випирання становить
= 0,48
За додатком 8 до [15] обираємо в якості в заходу проти випирання підошви вентиляційні виробки - розвантаження масиву свердловинами. Підошва транспортної виробки додаткових заходів проти випирання не потребує.
У місцях з нестійкою покрівлею проводиться додаткові запобігання , які виконуються ланкою ГРОВ в кількості 3-4 чол.
Послідовність виконання операцій наступна:
За допомогою свердла СР - 3 (або СЕР - 19) і штангою довжиною 2,2 м забурюють шпури у місцях де можливо обвалювання покрівлі. Шпури бурять під кутом 5 - 70 та 45 - 600
Після підготовки шпурів у них вставляють ампули та анкер. Після установки анкерів приступають до виїмки випереджаючої закутка. Кріплення закутка виконується з деревинних стояків, які встановлять у рамки під один обапіл довжиною 1,2 м. Відстань між рамками в напряму посування вибою приймається 0,8 м.
У місцях обвалювання покрівлі треба викладувати клітини з дерева, які після посування вибою будуть залишатися у виробленому простору. Для поліпшення регулювання гірничого тиску на кріплення очисного вибою доцільно перебучувати породу, що обвалилася у призабійний простір, у вироблений простір.
2.4.1.4 Організація очисних робіт і основні техніко-економічні показники
Видобувна ділянка працює цілодобово в 4 зміни, одна ремонтна і три видобувні зміни, тривалість робочої зміни - 6 годин, тижня – 30 годин. У місяці 25 робочих днів.
Розрахунок обсягу роботи виробляється на цикл. Видобуток за цикл комбайном
Дк – (L - ln) m . r . . c (2.13)
|
Дк = (
|
200
|
-
|
3,0
|
)
|
2,35
|
|
0,8
|
|
1,45
|
|
0,95
|
=
|
284,8
|
т
|
де ln – сумарна довжина ніш;
Видобуток за цикл з урахуванням вугілля з ніш
|
Дц =
|
200
|
|
2,35
|
|
0,8
|
|
1,45
|
|
0,95
|
=
|
289,4
|
т
|
Виїмка вугілля з ніш
(2.14)
|
Дн =
|
3
|
|
2,35
|
|
0,8
|
|
1,45
|
|
0,95
|
=
|
4,57
|
т
|
Кріплення ніш стояками ГС, комплектом два стояки під верхняк довжиною 0,8 м, в одній ніші 2 комплекти.
2 2 = 4 комплекти
Вибивка стояків при пересуванні конвеєра, шт.
верхній ніші - 2 шт.
у нижній ніші – 2 шт.
Установка стояків при засувці 2 шт. у верхній ніші і 2 шт. у нижній ніші
Викладення багать під вентиляційним хідником
0,8:1,2 = 0,66 шт.
Зведення органного кріплення зі стояків
Викладення тумб БЖБТ у 1 ряд
0,8:0,4 = 2 тумби
Виходячи з прийнятого навантаження на механізований комплекс 1300 т/доб. по ЄНВ приймається група робочих швидкостей ХІІШ ( швидкість 1,669 - 1,950 м/хв). Поправочні коефіцієнти 0,9 ( хвиляста підошва), 1,25 - на щільність вугілля.
Нормативна трудомісткість робіт з обслуговування комплексу визначається з урахуванням коефіцієнта циклічності
Нормативна трудомісткість робіт з обслуговування комплексу визначається з урахуванням коефіцієнта циклічності
Тком. = Ттабл. : Кц, чол.-змін (2.15)
де Ттабл. – табличне значення трудомісткості по обслуговуванню комплексу;
Кц – коефіцієнт циклічності
Кц = (2.16)
де Nуст. – установлена норма виробітку з урахуванням поправочних коефіцієнтів
Nуст. = Nтабл. k1 k2 (2.17)
|
Nуст. =
|
284
|
|
0,90
|
|
1,25
|
=
|
319,5
|
т
|
Кц =
Комплексна норма обслуговування
Ткомпл.= (2.18)
Трудомісткість машиніста гірничих машин
|
ТГРОЗ =
|
4,71
|
-
|
0,89
|
=
|
3,82
|
чел.-см.
|
|
|
Комплексна норма виробітки
|
|
|
|
|
Нв.к. =
|
289,4
|
:
|
6,29
|
=
|
46,0
|
т
|
|
|
|
Р =
|
117,68
|
:
|
289
|
=
|
0,41
|
грн/т
|
|
Тмаш.= (2.19)
Трудомісткість ГРОЗ
ТГРОЗ = Ткомп. - Тмаш.= 4,62– 0,92 = 3,70 чол.-зм. (2.20)
Розрахунки комплексної норми виробітку приведені в табл. 2.5
Нв.к. = (2.21)
де Тсут. – сумарна трудомісткість на цикл по нормі
Комплексна розцінка
Р = (2.22)
де Зсум. – сумарна зарплатня на цикл
Таблиця 2.5 – Комплексна норма виробітку і розцінки на виїмку вугілля в лаві
|
Вид роботи
|
Од.
виміру
|
Норма виробки
|
Об'єм
робіт на
цикл
|
Потрібн.
кількість
чол-зм
|
Тарифна
ставка
|
Сума
витрат
грн.
|
Основа для
встановлення
норми виробки
|
|
|
|
по сбірн.
|
к» по
сбірн
|
встано-
влена
|
|
|
|
|
|
|
Виїмка вугілля
комплексом
|
т
|
284
|
0,90
|
319,5
|
284,8
|
-
|
-
|
-
|
ЕНВ§ 1,т.1
№16г
|
|
|
|
|
1,25
|
|
|
|
|
|
|
|
МГМВ У1 р
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
0,89
|
21,24
|
18,93
|
|
|
|
ГРОЗ У р
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
3,82
|
18,30
|
69,84
|
|
|
|
Навалоотбійка
вугілля в нішах
|
т
|
9,77
|
0,70
|
6,84
|
4,57
|
0,67
|
18,30
|
12,23
|
ЕНВ§ 28,т.58,
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
№3,г
|
|
Кріплення ніш
|
комп
|
59,50
|
0,90
|
53,55
|
4,00
|
0,07
|
18,30
|
1,37
|
ЕНВ§ 32, т.63,
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
№3,в
|
|
Витяг стояків у
нішах
|
комп
|
224,00
|
1,00
|
224,00
|
4,00
|
0,02
|
18,30
|
0,33
|
ЕНВ§ 35, т.68,
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
№3
|
|
Установка стояків
|
комп
|
38,30
|
0,90
|
34,47
|
4,00
|
0,12
|
18,30
|
2,12
|
ЕНВ§ 33, т.65, №21,а
|
|
Викладка кострів
|
шт.
|
16,00
|
1,00
|
16,00
|
0,66
|
0,04
|
18,30
|
0,75
|
ЕНВ§ 41, т.74,№2,в
|
|
Взведення органного кріплення
|
шт.
|
85,00
|
1,00
|
85,00
|
26,40
|
0,31
|
18,30
|
5,68
|
ЕНВ§ 39, т.72,
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Викладка БЖБТ
|
шт.
|
5,69
|
1,00
|
5,69
|
2,00
|
0,35
|
18,30
|
6,43
|
ЕНВ§ 43, т.76,№2,а
|
|
Усього
|
|
|
|
|
|
6,29
|
|
117,68
|
|
|
Таблиця 2.6 - Ремонтна складність устаткування для розрахунку чисельності
ГРОЗ у ремонтну зміну
|
Найменування
устаткування
|
Тип
|
Кількість одиниць
шт, м.
|
Норма обслугов.
|
Ремонтна складн.
|
|
|
|
|
одиниця
|
усього
одиниць
|
на один.
|
на лаву
|
|
Вугільний комб.
|
|
2ГШ68
|
1
|
1
|
1
|
30
|
30,0
|
|
Скребковий конв.
|
|
СП-326
|
190
|
15
|
12,7
|
4
|
50,7
|
|
Скребковий перег.
|
|
ПТК-1
|
100
|
15
|
6,7
|
2
|
13,3
|
|
Навесн. устаткув.
|
|
СПЦ162
|
190
|
15
|
12,7
|
0,5
|
6,3
|
|
Гидр. кріплення
|
|
КД90
|
142
|
10
|
14,2
|
3
|
42,6
|
|
Усього
|
|
|
|
|
|
|
142,9
|
Поправочний коефіцієнт на стійкість бічних порід k1 = 0,85
Разом з урахуванням поправочних коефіцієнтів
143,5* 0,85 = 122,0
Кількість ГРОЗ у ремонтно-підготовчу зміну залежить від
1. Ремонтної складності устаткування
2. Планового добового видобутку 1380 т/доб.
Згідно цим даним кількість ГРОЗ – 10 чол., з них МГМВ – 1 чол.
Таблиця 2.7 – Розрахунок комплексної норми виробітку і розцінки з урахуванням технічного обслуговування
|
П о к а з н и к и
|
|
Норма
|
Добич
|
Кіл-ть
|
Тариф.
|
Платня,
|
|
|
|
виробк-
|
цикла
|
чол-зм.
|
ставка
|
грн.
|
|
По діючому фактору
|
|
46,0
|
289,4
|
6,29
|
0,41
|
117,68
|
|
Технічне обслуговування
|
|
|
|
|
|
|
|
а) МГМВ
|
1
|
1447
|
289,4
|
0,2
|
21,24
|
4,25
|
|
б) ГРОВ
|
9
|
1447
|
289,4
|
1,8
|
18,30
|
32,94
|
|
Усього
|
|
|
|
8,29
|
|
154,87
|
Комплексна норма виробітку з урахуванням технічного обслуговування
Нв.т.о. = (2.23)
Комплексна розцінка з урахуванням технічного обслуговування
Рком.т.о. = (2.24)
Явочна чисельність на видобувній ділянці
NГРОЗ = (2.25)
Облікова чисельність ГРОЗ
Nсп. = NГРОЗ 1,812 = 41 1,812 = 74 (2.26)
Таблиця 2.8 – Ремонтна складність устаткування для розрахунку нормативної чисельності електрослюсарів
|
Найменування
|
Тип
|
Кількість одиниць
|
Ремонтна складн.
|
|
устаткування
|
|
шт, м.
|
норма
|
усього
|
на один.
|
на лаву
|
|
Вугільний комб.
|
|
2ГШ-68
|
1
|
1
|
1,0
|
30
|
30,0
|
|
Скребковий конв.
|
|
СП-326
|
1
|
1
|
1,0
|
15
|
15,0
|
|
Скребковий перег.
|
|
ПТК-1
|
1
|
1
|
1,0
|
15
|
15,0
|
|
Маслостанція
|
|
СНТ-32
|
2
|
1
|
1,0
|
2
|
2,0
|
|
Зрошувальна станція
|
|
НУМС
|
1
|
1
|
1,0
|
2
|
2,0
|
|
Трансфор. підстанція
|
|
ТСВП
|
1
|
1
|
1,0
|
10
|
10,0
|
|
Маневрова лебідка
|
|
ЛВД25
|
2
|
1
|
1,0
|
3
|
3,0
|
|
Відбійний молоток
|
|
МО
|
2
|
1
|
2,0
|
2
|
4,0
|
|
Гідр. кріплення
|
|
КСД90
|
134
|
10
|
13,4
|
1
|
13,4
|
|
Усього
|
|
|
|
|
|
|
94,4
|
Кількість електрослюсарів залежить від
1. Ремонтної складності устаткування – 94,4 бал
2. Планового добового видобутку 1300 т/доб.
Згідно за цими даними на видобувній ділянці приймаємо 7 електрослюсарів, з яких 3 чоловік працюють позмінно і 4 чоловік - у ремонтну зміну.
Обліковий склад ГРОВ у ремонтно-підготовчу зміну
|
|
ГРОВ
|
|
Nсп.
|
=
|
10
|
|
1,812
|
=
|
18,12
|
|
18,12
|
чол
|
Nсп. = 10 1,812 = 18 чол.
Обліковий склад електрослюсарів
Nяв. = 7 1,812 = 12 чол.
|
|
електрос
|
Nсп.
|
=
|
7
|
|
1,812
|
=
|
12,68
|
|
13
|
чол
|
2.4.2 Паспорт проведення та кріплення підготовчих виробок
2.4.2.1 Обґрунтування технологічної схеми проведення виробки
За даними гірсько-геологічних умов, можливо застосування декількох технологій проведення виймальних вироблень. Вживана по горизонту підготовка в похилій частині шахтного поля включає проведення похилих та горизонтальних вироблень, зокрема ярусних штреків. Штрек намічено проводити з похилу. Оскільки при відробітки виїмочної ділянки застосовується механізована креп сполучення КСД-90, виробітку проводимо змішаним підриванням бічних порід. Оскільки переважно середньовзвішена міцність порід крівлі та грунту вироблення, що проводиться, рівна 7, то застосовуємо буропідривний спосіб проходки.
На підставі аналізу гірсько-геологічних і гірничотехнічних умов робимо висновок про те, що єдино можливим варіантом проведення штреку є варіант з буропідривним способом. В покрівлі пласта l11 залягає шар алевроліту потужністю 15,0 м, з коефіцієнтом міцності рівним 7, в грунті пласта залягає також алевроліт потужністю 8,2 м, з коефіцієнтом міцності рівним 7. Це говорить про те, що найефективнішим способом проведення, на сучасному рівні розвитку прохідницької техніки, є буропідривний спосіб. Породи і вугілля допускають при проведенні стійке оголення, тому приймаємо звичайний спосіб проведення штреку без спеціальних заходів.
2.4.2.2 Вибір форми поперечного перетину штреку пласта l31
На підставі рекомендацій [ 14 ] з приймаємо арочну форму поперечного перетину, з двостороннім підриванням бічних порід.
Площа поперечного перетину в світлу 11,2 м2, в проходці 15,5 м2, висота в світлу – 2,89 м, в проходці 3,19 м, ширина по ґрунту в світлу – 3,95 м, в проходці – 4,25 м.
Вибір типу кріпи для підготовчого вироблення
Вибір типу і параметрів кріпи штреку проводимо на підставі «Інструкції по вибору рамної металевої податливої кріпи гірських вироблень» [ 14 ]. Штрек проводиться у напрямі простягання пласта на глибині 750 м.
1 Алевроліт. R1 = 70 Мпа; m1 = 15,0 м.
2 Вугілля. R2 = 20 Мпа; m2 = 1,20 м.
3 Алевроліт. R3 = 70 Мпа; m3 = 8,20 м.
Відстань від зведення арки до пласта по вертикалі - 1,15 м.
Термін служби штреку 3 роки з урахуванням повторного використовування. Штрек проводиться зовні впливу очисних робіт. Вироблення сухе, знаходиться зовні тектонічних порушень. Креп металева, арочна, податлива.
Приймаємо коефіцієнт, що враховує додаткове порушення масиву порід поверхнями без зчеплення рівним: .
Тоді розрахунковий опір кожного бранного до уваги шару буде рівний:
(2.27)
де Ri – середнє значення опору шару породи в зразку одноосному
стисненню, Мпа;
kc – коефіцієнт додаткової порушенності масиву (kc = 0,9 ).
На підставі розрахунків по формулі 2 одержуємо:
Згідно [ 14 ] усереднене значення розрахункового опору порід стисненню визначаємо на висоту 1,5в, яка рівна 4,8м, а в породах ґрунту на глибину «в» рівну 3,19 м. Окрім цього враховуємо породи по висоті вироблення.
Розрахункова міцність порід крівлі:
(2.28)
де Rс1, Rс2, Rс3 – розрахунковий опір шарів порід, стисненню, мПа;
m1 , m2 , m3– потужність шарів в крівлі і контурі штреку, м (m1= 15,0м;
m2= 1,20 м; m3 = 8,2м);
Аналогічно визначаємо усереднене значення Rc для порід ґрунту:
Розрахункова міцність в боках вироблення:
Зсув порід крівлі:
(2.29)
де - коефіцієнт впливу кута залягання порід і напрям проходки
вироблення, щодо простягання порід ( = 1, по таблиці 2 [ 14 ] тому
що (50) і штрек проходиться по простяганню);
- коефіцієнт напряму зсуву порід ( = 1 – зсув визначаємо з боку
крівлі вироблення);
- коефіцієнт впливу розмірів вироблення ( = 0,2 (в-1), де в – ширина вироблення, м (в = 4,25м. = 0,2(4,25-1)=0,650 );
- коефіцієнт дії інших вироблень ( = 1 –виробка одиночна);
- коефіцієнт впливу часу на зсув крівлі ( = 1 при
t = 3 роки по графіку малюнок 3 [14]);
Uт – зсув порід, прийняті за типове, мм (Uт = 120 мм – по графіку
малюнок [ 5 ]);
Аналогічним чином обчислюємо зсув порід ґрунту, при цьому Uт = 50 мм при Rсп = 57,3 Мпа і Нр = 750 м – малюнок 2 [ 14 ].
Зсуви ґрунту не вимагають заходів щодо їх зниження [ 14 ].
Таким же способом визначаємо зсув боків виробки. При цьому =0,2(h - 1) = 0,2(3,19 - 1)= 0,438, де h = 3,19 м – висота штреку; Uт = 40мм – по графіку малюнок 2 [ 14 ]; = 0,35 – з таблиці 2 [ 14 ]).
Надалі навантаження на креп розраховуватимемо по зсувах крівлі. Оскільки вони перевищують зсуви боків, тобто
Uкр = 88 м > Uб = 7,0 мм
Оскільки штрек зберігається для повторного використовування, то сумарні зсуви порід крівлі попереду очисного забою зовні зони впливу очисних робіт і в зоні тимчасового опорного тиску визначимо по формулі:
(2.30)
де Uкр – зсув крівлі у виробленні в період її служби зовні впливу очисних
робіт, мм (Uкр = 88 мм);
kкр – коефіцієнт впливу класу крівлі по обрушуванню (крівля
середньообвалювальна, тому kкр = 1,2);
kS – коефіцієнт, що враховує вплив площі перетину вироблення в світлу
(kS = 1,25);
kк – коефіцієнт, що враховує частку зсувів порід крівлі в загальних зсувах
порід у виробленні (kк = 0,5);
U1 – зсув порід в зоні тимчасового опорного тиску очисного забою, мм (U1
– 380 мм – малюнок 6 [ 14 ].
Навантаження на 1 м вироблення:
(2.31)
де kп – коефіцієнт перевантаження (kп = 1 для підготовчих вироблень
при Uкр = 88 мм;
kн – коефіцієнт надійності, kн = 1
kпр – коефіцієнт умов проведення вироблень, kпр = 1,0;
в – ширина вироблення, м (в = 4,25 м – лист 3);
Рн – нормативне навантаження на податливу креп, мПа (Рн = 140 мПа, по
графіку, малюнок 4 [ 14 ] при Uкр = U*кр = 363мм)
По «Додатку [ 14 ] приймаємо арочну, металеву, податливу, трьох-кільцеву креп КМП-А3 із спец. профілю СВП-27 із замками ДонУГІ.
Густину установки кріпи знаходимо по формулі:
(2.32)
де Р – навантаження на 1 м вироблення, кН/м (Р = 654 кН/м);
Ns – несуча здатність кріпи кН (Ns = 290 кН – з «Додатку 1» [ 14 ])
Податливість вибраної кріпи при щільності п = 2 рами/м, без кріпи посилення і анкерної кріпи повинні відповідати умові:
(2.33)
де кос = 0,5; канк = 1; кус = 1 (з таблиці 6 [14 ] Uкр = U*кр = 363мм)
Креп КМП-А3 з податливістю 400 мм підходить для заданих умов в період служби штреку.
Загальні зсуви крівлі за весь термін існування вироблення.
(2.34)
де U*кр – сумарні зсуви порід крівлі попереду очисного забою зовні зони
впливу очисних робіт і в зоні тимчасового опорного тиску, мм
(U*кр = 363 мм – формула 5);
U1 – зсуви порід в зоні тимчасового опорного тиску попереду очисного
забою, мм (U1 = 380 мм – малюнок 6 [ 14 ];
kк – коефіцієнт, що характеризує частку зсувів порід крівлі в загальних
зсувах порід у виробленні (kк = 0,5 – малюнок 5 [ 14 ]);
m – потужність пласта, мм (т = 2350 мм – підрозділ 1.2);
kохр – коефіцієнт, що враховує вплив податливості штучних огорож на
опускання крівлі (kохр = 0,15 для тумб із залізобетонних блоків, по
таблиці 11 [ 14 ]);
ks – коефіцієнт, що враховує вплив площі перетину вироблення в світлу
(ks = 1,25 таблиця 8 [ 14 ] при S = 11,2 м2);
kкр – коефіцієнт впливу класу покрівлі по обвалювальності (kкр = 1,2 з таблиці 7 [ 14 ]);
Сумарне навантаження на основну креп і креп посилення буде рівна:
(2.35)
де kп – коефіцієнт перевантаження (kп = 1 з [ 14 ]);
kн – коефіцієнт надійності (kн = 1 з [ 14 ]);
kпр – коефіцієнт умов проведення вироблень (kпр = 1,0 з[ 14 ]);
в – ширина вироблення, м (в = 4,25 м – лист 3);
Рн – нормативне навантаження на податливу креп, мПа (Рн = 170 мПа по
малюнку 4 [ 14 ] при U = U1кр = 1088 мм)
Густину установки кріпи посилення в зонах впливу лав
(2.36)
де Р – сумарне навантаження на основну креп і креп посилення,
кН/м (Р = 722,5 кН/м);
п – густину установки кріпи, рам/м (п = 2,0 рами/м.);
Ns – несуча здатність кріпи, кН (Ns – 290 кН [ 14 ]);
Ns1 – несуча здатність кріпи посилення, кН (Ns1 = 250 кН – для металевої
стійки тертя, розділ III пункт 1 [ 14 ])
Встановлюємо стійки посилення на кожну п’яту стійку (через три). Тип кріпи по податливості вибираємо виходячи з:
(2.37)
де = 918 мм;
канк = 1 – анкерів немає кус = 0,7; кіс = 0,5 з таблиці 6 [ 14 ].
Паспортна податливість прийнятої кріпи КМП-А3 із спец профілю СВП-27 із замками ДонУГІ рівна 400 мм. Вибрана креп підходить для заданих умов.
Паспорт буропідривних робіт
Паспорт буропідривних робіт розробляється для штреку пласта l31, який проводиться змішаним забоєм. Форма поперечного перетину – арочна. Ширина штреку 3,95, висота – 2,89. Площа поперечного перетину в проходці 11,2м2 [ 14 ]. Для вантаження гірської маси приймаємо породо-навантажувальну машину 2ПНБ-2. Гірську масу вантажимо безпосередньо на скребковий конвейєр СР70. Спосіб проведення штреку – звичайний оскільки вміщаючи породи стійкі і допускають оголення забою.
Для ухвалення рішення про схему проведення штрека необхідно знати коефіцієнт притяла бічних порід:
(2.38)
де Sвч – площа поперечного перетину штреку начорно, 12,6 м2;
т – потужність пласта, 2,35 м;
в – ширина підготовчого вироблення, 4,25 м
З [ 14 ] при коефіцієнті притяла бічних порід kп > 0,8 слід застосовувати схему проведення штпрека з сумісною виїмкою вугілля, тому приймаємо роздільне проведення буро підривних робіт по вугіллю і породі. Для буріння шпурів приймаємо електросвердла ЕБГП-1. Діаметр головок бурів – 43 мм Діаметр патронів ВР – 36 мм. Як ВР приймаємо амоніт 6ЖВ, засоби вибуху – електродетонатори ЕДКЗ з уповільненнями 25, 50 і 75 мс. В штреку буде змонтована конвейєрна лінія із стрічкових і скребкового конвейєра, а так само рельсова дорога.
Площа вугільного забою рівна:
Площа порідного забою тоді буде рівна:
Виходячи з необхідній швидкості проходки [ 14 ] приймаємо крок заходу 2,0 м. Об'єм породи відбиваної за один цикл складе:
(2.39)
де - коефіцієнт використовування шпура, 0,9;
lш – довжина шпура по породі, 2,2 м
Коефіцієнт працездатності ВР е з [ 14 ] для амоніту 6ЖВ рівний 1.
Питому витрату ВР для шпурів по породі визначаємо по формулі:
(2.40)
де f - коефіцієнт міцності порід, 6;
е – коефіцієнт працездатності ВР;
- працездатність ВВ прийнята для ведення вибухових робіт, 320 см2;
Рет – працездатність еталонного ВР, прийнятого для ведення вибухових
робіт в даних умовах (у якості еталонне ВР прийняв 93% детоніт),
525 см2;
В – ширина забою з боку вільних поверхонь, 4,6 м;
До – коефіцієнт посилення заряду, додаткова витрата шпурів і ВР, що
враховує, при механізованому вантаженні, 1,2
кг/м3
Питома витрата ВР для вугільного забою рівна:
(2.41)
де f – міцність вугілля, 2;
S – площа вугільного забою, 3,88 м2
кг/м3
Маса шпурових зарядів по породі складе:
(2.42)
Об'єм вугілля відбиваний за один цикл складе:
(2.43)
де - коефіцієнт використовування шпуру, 0,85 при одній вільній поверхні
Маса шпурових зарядів по вугіллю складе:
(2.44)
де qуг – питома витрата ВР для шпурів по вугіллю, 0,86 кг/м3
Масу заряду в шпуру визначаємо по формулі:
(2.45)
де dп – діаметр патрона ВР, 0,036 м;
Кзап – коефіцієнт заповнення шпуру, 0,6;
- густина патронування, 1200 кг/м3
Загальне число шпурів по породі:
(2.46)
Загальне число шпурів по вугіллю:
.
Паспорт БВР представлений на листі № 4.
Загальні положення розрахунку і побудови графіка організації робіт в підготовчому забої
Штрек перетином начорно рівний 12,6 м2 проводиться буро-підривним способом із застосуванням ВР-6ЖВ і електродетонаторів ЕДКЗ. Проведення здійснюється роздільно по вугіллю і породі з вантаженням відбитої гірської маси машиною 2ПНБ–2 на конвейєр. Буріння шпурів по породі проводиться ЕБГП-1, по вугіллю – СЭР19. Кріплення проводиться арочній трьохкільцевою креп’ю КМП-А3, з кроком установки комплектів кріпи 2 рами/м. Затягування боків виробки – дерев'яними розпилами по всьому перетину. Водовідливна канавка проводиться буропідривним способом, для чого буриться додатковий шпур.
Визначимо місячну швидкість проведення вироблення по формулі:
(2.47)
де Lвир – довжина підготовчого вироблення, м;
Тпров – час проведення вироблення, міс, визначимо по формулі:
Тпров = Точ – Тпп – Тмр – Трез, міс (2.48)
де Точ – час ведення очисних робіт, міс., яке визначимо по формулі:
(2.49)
де Lвп – довжина виїмочного поля,850 м;
праб – кількість днів роботи ділянки по видобутку вугілля в місяць, дн.;
Тпп – час проведення розрізної печі, міс;
Тмр – час монтажу устаткування в розрізну піч, міс;
Трез – резервний час, міс.
Тпров = 16 – 1 – 2 – 1 = 12 міс
Приймаючи, що проведення виробки здійснюється в 3 робочі зміни по 6 годин кожна і в зміну виконується 1 технологічний цикл по проведенню виробки, те добове посування забою і посування забою за цикл (довжина заходки) відповідно складе:
(2.50)
м/см (2.51)
,
.
Об'єм робіт на технологічний цикл визначимо окремо по кожному робочому процесу:
Визначимо об'єм по бурінню по вугіллю і породі:
(2.52)
де lшп – довжина шпуру, м;
- коефіцієнт використовування шпуру;
N – кількість шпурів.
Час заряджання шпурів визначимо по формулі:
де tзар -час заряджання одного шпуру, 0,05 ч;
Nз - кількість робітників на заряджанні шпурів, 5чол.
.
Час провітрювання забою після вибуху приймаємо рівній згідно ПБ 0,3 ч.
Визначимо об'єм прибирання гірської маси:
м3 (2.53)
де S – перетин забою по вугіллю і породі, м2;
Кр – коефіцієнт розпушування.
м3
Об'їм по кріпленню:
Wпр = lзах/а = 2/1 = 2рами
де а – крок установки рам кріпи - 1м.
Об'єм по кріпленню канавки, навішуванню вентиляційних труб, нарощування конвейєра складає 2 м.
2.4.4 Провітрювання виїмкової ділянки
Вентиляція ш. «Суходольська-Східна» проектується для розробки пластів світи С26. Газ метан у виробках присутній. Марка вугілля Ж та. Об’ємний вихід летючих – 15,5 %. Спосіб керування покрівлею у лаві – повне обвалення. Система розробки – довгими стовпами по простяганню. Схема провітрювання виїмкової ділянки 1-вт ( послідовне розведення шкідливостей, М - напрямок видачі вихідного струменю повітря – на масив вугілля, Н - незалежне провітрювання лавах, в - напрямок руху повітря по очисному вибою з низу до верху, вт - возвратноточний взаємний напрямок свіжого і вихідного струменю повітря). Приймаємо центральну схему провітрювання шахти, спосіб провітрювання шахти приймаємо всмоктуючий, як найбільш ефективний і традиційний. Схема провітрювання шахти представлена на листі графічної частини проекту.
Прогноз відносного і абсолютного метанообильности очисних, підготовчих забоїв, выемочных ділянок і шахти.
Прогноз метанообильности тупикового вироблення.
Прогноз виконуємо для ярусного штреку, як найбільш типового для заданих умов вироблення. Вироблення проводиться буро-вибуховим способом. Швидкість проведення вироблення 4,5 м/сут.
Прогноз метанообильности ярусного штреку виконуємо по методиці [1], згідно якої, метановыделение в тупикове вироблення, що проводиться по вугільному пласту, визначається по формулі
Iп=Iпов+Iоуп, м3/мин (2.61)
де Iпов- метановыделение з нерухомих голих поверхонь пласта, м3/мин;
Iоуп- метановыделение з відбитого вугілля, м3/мин.
Метановиделеніє з нерухомих голих поверхонь пласта визначається по формулі
Iпов=2.3 10-2 mп Vп (x-x0) kт, м3/мин (2.62)
де mп – повна потужність вугільних пачок пласта, м;
Vп – проектна швидкість посування забою вироблення, м/сут;
x- природна метаноносность пласта, м3/т; визначається по формулі
x=xг*KW.A, м3/т (2.63)
де KW.A-поправочный коефіцієнт, що враховує вологість вугілля Wр і зольність Aз
KW.A=0.01(100-Wр-Aз), (2.64)
Aз=26,4 %, Wр=2,8%, тоді KW.A=0,71, а x=7*0,71=4,97 м3/т;
x0-остаточная метаноносность вугілля, м3/т; визначається по формулі
x0=xо.г* KW.A,м3/т (2.65)
xо.г- залишкова метаноносность вугілля,м3/т.с.б.м; визначається по табл.3.1 /1/ залежно від виходу летючих речовин Vг. У нашому прикладі Vг=15,5 %, тоді xо.г=3,6 м3/т.с.б.м., а x0=0,71*3,6=2,56 м3/т ;
kт – коефіцієнт, що враховує зміну метановыделения в часі.
Значення kт вибираємо по табл. 3.2 [1] залежно від часу Тпр того, що пройшов від початку проведення вироблення до моменту визначення Iпов
Тпр=, сут (2.66)
Lп – довжина тупикового вироблення, м (Lп=1200 м)
Тпр=, сут
При Тпр=290 сут kт=1.00.
Визначаємо метановыделение з нерухомої голої поверхні пласта l11
Iповl1 1.=2,3 10-2 1,2 4,5 (4,97-2,56) 1.00=0,3 м3/мин
Метановиделеніє з відбитого вугілля при проведенні вироблення буро-вибуховим способом визначається по формулі
Iоуп=9*10-3 Sуг lвз (х-х0), м3/мин (2.67)
де Sуг – площа перетину вироблення по вугіллю в проходці, м2; при проведенні вироблення по пласту l11 Sуг=5,1м2;
lвз – посування вугільного забою за підривання, м; lвз=2,0 м;
– об'ємна вага вугілля, т/м3; =1,43 т/м3.
Визначаємо метановыделение з відбитого вугілля при проведенні ярусних штреків по пласту l11.
Iоуп. l1 1= Iоуп=9*10-3 5,1 2,0 1,43 (4,97-2,56)=0,32 м3/мин
Визначаємо метанообильность ярусних штреків по пласту l11.
Iп. l1 1=0,3+0,32=0,62 м3/мин
Максимальне метановыделение в призабойное простір при веденні вибухових робіт по вугіллю визначається по формулі
Iз.п.max=0,05*Sуг*lв.з* (x-x0), м3/мин (2.68)
Метановиделеніє в призабойное простір ярусних штреків по пласту l11 складе:
Iз.п.max. l11=0,05*5,1*2,0*1,43 (4,97-2,56) =1,76 м3/мин
Прогноз метанообильности очисних забоїв і выемочных ділянок
Відносну метанообильность выемочного ділянки і очисного забою визначаємо по природній метаноносности по методиці викладеної в розділі 3.3 [1]
Джерелами виділення метану у вироблення выемочного ділянки є вугільний пласт, що розробляється, зближуючі вугільні пласти (супутники) і що вміщають породи.
Відносна метанообильность выемочного ділянки визначається як сумарне метановыделения з пласта (qпл, м3/т), що розробляється, зближуючих вугільних пластів (qсп, м3/т) і вміщаючих порід (qпор, м3/т), т.е
qуч=qпл+qсп+qпор (2.69)
Метановиделеніє при відробітку пласта l31
Метановиделеніє з пласта, що розробляється
При розробці кам'яного вугілля і антрацитов з об'ємним виходом летючих речовин більше 165 мл/г.с.б.м. відносне метановыделение з пласта, що розробляється, визначається по формулі
qпл=qо.п+qо.у+kэ.п(x-xо) (2.70)
де kэ.п- коефіцієнт, що враховує експлуатаційні втрати вугілля в межах выемочного ділянки; проектом передбачається безцеликовая відробіток пласта, тоді kэ.п=0.03;
хо-залишкова метаноносность вугілля, що залишається у виробленому просторі, м3/т
хо=0,01*хо.г*(100-Аз-Wр) (2.71)
хо.г –остаточная метаноносность вугілля, м3/т.с.б.м;
qо.п- відносне метановыделение з очисного забою, визначається по формулі
qо.п=0,85*х*kпл*ехр(-n) (2.72)
kпл- коефіцієнт, що враховує вплив системи розробки на метановыделение з пласта; згідно [1] для стовпової системи розробки розраховується по формулі
kпл=
де bз.д- ширина умовного поясу газового дренування, м; визначається по табл. 3.5 [1] залежно від виходу летючих речовин. При Vdaf=15,5 % bз.д=14.0 м.
kпл=
n- показник ступеня, залежний від швидкості посування очисного забою (vоч,м/сут), виходу летючих речовин з вугілля (Vdaf,%) і глибини розробки (Н, м );
n=а1vоч ехр(-0,001Н+b1 Vdaf) (2.73)
де а1 b1-коэффициенты, значення яких приймається залежно від виходу летючих речовин; згідно [1] при Vdaf 22 % а1=1,435, а,b1=-0,051;
Cкорость посування очисного забою визначаємо виходячи з планованого навантаження на очисний забій з урахуванням можливого перевиконання плану здобичі
Асут kд = lочvочmп (2.74)
де об'ємна вага вугілля
kд – коефіцієнт, що враховує можливість перевиконання плану здобичі; kд=1.15
vоч==
n=1,435*3,6*ехр(-0.001*750+(-0,051)*15,5)=1,08
Визначаємо відносне метановыделение з очисного забою
qо.п=0,85*4,97*0.86*ехр(-1,08)=1,22 м3/т
Метановиделеніє з відбитого вугілля пласта
Відносне метановыделение з відбитого вугілля (qо.у) визначається по формулі
qо.у= (2.75)
де - відносне метановыделение з відбитого вугілля в лаві, м3/т;
=х*kпл[1-0.85ехр(-n)]*(b2kту+b3k) (2.76)
- відносне метановыделение в конвейєрному штреку, м3/т
=х*kпл[1-0.85ехр(-n)b2*k (2.77)
де b2, b3- коефіцієнти, що враховують частку відбитого вугілля, що відповідно знаходиться на конвейєрі і залишається на грунті в лаві, частки ед.; значення b2=0.6, а b3=0.4 при односторонній виїмці вугілля; b2=1, а b3=0 при двосторонній схемі виїмці вугілля в лаві; передбачаємо двосторонню виїмку вугілля в лаві;
kту, к,k- коефіцієнти, що враховують ступінь дегазації відбитого від масиву вугілля відповідно в очисному виробленні на конвейєрі (kту), на грунті в лаві (k), і на конвейєрі у виробленні выемочного ділянки (k), частки ед;
kту= (2.78);
k= (2.79)
k= (2.80)
Т-час знаходження відбитого вугілля на конвейєрі в лаві, мін;
Т= (2.81)
vк.л- швидкість транспортування вугілля в лаві, м/с; vк.л=1.2 м/с
Т= мін;
-время знаходження відбитого від масиву вугілля на грунті в лаві, мин.
При двосторонній виїмці вугілля в лаві =0, тому k=0;
Т-час знаходження відбитого від масиву вугілля у в ярусному штреку в межах выемочного ділянки, мін; визначається по формулі
Т= (2.82)
- протяжність вироблення з i-м видом транспорту, м;
- швидкість транспортування вугілля на ділянці,м/с;
Для прийнятих способу підготовки, системи розробки і виду транспорту =1300 м., а =2,0 м/с
Т=1300/60*2,0=10,8 мін;
-коэффициенты, що характеризують газовіддачу з відбитого вугілля; приймається при дегазації відбитого вугілля Ту 6 мін, відповідно рівними 0.052 і 0.71, а при Ту 6 мін а
Визначаємо значення коефіцієнтів
kту=0,052*2.80.71=0.11
k=0.118 10,80.25 – 0.052*2.80.71=0.11
Визначаємо метановыделение з відбитого вугілля в лаві і на конвейєрному штреку:
=4,97*0,86 [1-0,85ехр(-1,08)]*(1,0 0,11+0)=0,33 м3/т
=4,97*0,86 [1-0,85ехр(-1,08)]1,0*0,11=0,33 м3/т
qо.у=0,33+0,33=0,66 м3/т
Визначаємо метановыделение з пласта, що розробляється
qпл=1,22+0,66+0,03 (4,97-2,56)=1,95 м3/т
Розрахунок метановыделения із зближуючих вугільних пластів (супутників)
Відносне метановыделение з супутників визначається по формулі:
qсп= (2.83)
Відносне метановыделение як з того, що підробляється qсп.пi, так і надрабатываемого qсп.нi пласта визначається по формулі:
qсп.К2 =1.14v (2.84)
де mсп.i- сумарна потужність супутника, м;
хсп.i- природна метаноносность супутника, м3/т;
х0i- залишкова метаноносность супутника, м3/т;
mв- потужність пласта, що розробляється, м, що виймається;
Мсп.i- відстань по нормалі між крівлею того, що розробляється і грунтом того, що зближує (при підробці) пластів і між грунтом того, що розробляється і крівлею того, що зближує (при надпрацюванні) пластів, м
Мр- відстань по нормалі між пластом, що розробляється, і зближуючими пластами, при якому метановыделение з останнього практично рівно нулю, м
Величина Мр при підробці пологих пластів визначається по формулі
Мр=1.3; (2.85)
де mв.пр- потужність пласта, що виймається, з урахуванням порідних прошарків, м;
kу.к- коефіцієнт, що враховує спосіб управління крівлею; при повному обваленні приймається-1.0;
kл- коефіцієнт, що враховує вплив ступеня метаморфізму на величину зведення розвантаження; приймається по табл. 3.6 [1] залежно від виходу летючих речовин. Для Vdaf=15,5 % kл=1,42
Мр=1,3 200 1,0 1,42 =432м
Метановиделеніє з надрабатываемого супутника l21
qсп.н l21 =1,14*3,6-0.42,2 м3/т
Метановиделеніє з надрабатываемого супутника l3
qсп.н l3 =1,14*3,6-0.41,2 м3/т
Метановиделеніє з надрабатываемого супутника l4
qсп.н l4 =1,14*3,6-0.41,2 м3/т
Метановиделеніє з надрабатываемого супутника l5
qсп.н l5 =1,14*3,6-0.41,0 м3/т
Сумарне метановыделение з супутників складе
qсп=2,2+1,2+1,2+1,0=5,6 м3/т
Розрахунок метановыделения з вміщаючих порід
Згідно [1] метановыделение з порід визначається по формулі
qпор=1,14v (2.86)
де kс.п- коефіцієнт, що враховує спосіб управління крівлею і літологічний склад порід, частки ед. При повному обваленні qсп=0.00106.
qпор=1,14*3,6-0.4(4,97-2,56) 0,00106 (750-400)=0,6 м3/т
Визначаємо відносну метанообильность выемочного ділянки по пласту l31
qуч=1,95+5,6+0,6=8,15 м3/т
Визначаємо абсолютну метанообильность очисного забою і выемочного ділянки по пласту l11. Оскільки выемочный ділянка провітрюється по схемі типу 1-М, то метанообильность очисного забою рівна метанообильности выемочного ділянки
Iоч=Iуч= м3/мин (2.87)
Iоч= Iуч=м3/мин
Прогноз відносної і абсолютної метанообильности шахти
Метанообільность шахти визначається як сумарне метановыделение гірських вироблень шахтопласта
м3/т (2.88)
де qшп.i – відносна метанообильность виробіток i-го шахтопласта, м3/т;
Аз.i – зольність вугілля i-го пласта %;
Аз.г.i – зольність гірської маси при розробці i-го пласта %.
Відносна метанообильность виробіток ш-го пласта визначається по формулі
qш.п.i= м3/т (2.89)
де nуч – число одночасно діючих ділянок в межах шахтопласта;
qуч.i – відносна метанообильность i-го выемочного ділянки, м3/т;
Ауч.i - середньодобова здобич з ділянки, т;
Kст – коефіцієнт, що враховує метановыделение з просторів раніше відпрацьованих поверхів. Згідно [1], якщо вентиляційне вироблення примикає до виробленого простору раніше відпрацьованих поверхів kст=0.35;
- метановыделение з вироблень тих, що проводяться за межами выемочных ділянок, м3/мин;
- метановыделение з выемочных ділянок, що одночасно погашаються, м3/мин; приймається для кожного выемочного ділянок у розмірі 50 % від метановыделения діючої выемочного ділянки;
- метановыделение з монтажних вироблень, м3/мин;
qпод – метановыделение в підтримувані транспортні вироблення з відбитого вугілля за межами выемочных ділянок, м3/т.
При розрахунку відносної метанообильность шахти приймаємо:
1. Зольність гірської маси на 4,0 % вище за зольність вугільного пласта (22,4 %);
2. Три діючих очисних забоїв по кожному пласту;
3. Один очисний забій, що погашається, по кожному пласту;
4. Монтажних вироблень не передбачаємо;
5.Метановыделение у підтримуваних транспортних виробленнях з відбитого вугілля за межами выемочных ділянок не враховуємо, оскільки при прийнятій схемі провітрювання шахти воно трохи.
Визначаємо відносну метанообильность пласта l31
qш.п. l31= м3/т
Визначаємо відносну метанообильность шахти по формулі (2.88)
qш= =12,8 м3/т
Абсолютна метанообильность шахти визначається по формулі
Iш= м3/мин (2.90)
Iш= м3/мин
Проектована шахта відноситься до сверхкатегорным по виділенню метану.
Розрахунок максимально допустимого навантаження на очисний забій по метановыделению
Розрахунок максимально-допустимого навантаження на очисний забій по газовому чиннику проводимо згідно пункту 7.1[1]. Максимально допустиме навантаження визначається по формулі
Аmax=Ap (2.91)
де Qр- максимальна витрата повітря в очисному виробленні, який може бути використаний для розбавлення метану до допустимих ПБ норм, м3/мин; приймається по табл 7.1[1]
Qр=60 Sоч.min Vmax kут.в (2.92)
де Sоч.min – мінімальна площа поперечного перетину призабойного простору очисного забою, м2; приймається по табл.6.5 [1]. Для комплексу 3МКД-90 мінімальний поперечний перетин призабойного простору по пласту l31 Sоч.min. l31 =2,4 м2;
kут.в- коефіцієнт, що враховує витоки повітря через вироблений простір в межах выемочного ділянки; визначається по номограмі (рис.6.13[1]). По пласту l31 kут.в l31 =2,0.
Qр. l11 =60 2,4 4,0 2,0=1152 м3/мин
Максимальне навантаження на очисний забій по метановыделению по пласту складе
Аmax l31. =1080 6,1-1.67=1486 т.сут
Максимальне навантаження на очисні забої по пласту l31 більше розрахункової, тому заходи щодо дегозации вугільного пласта не передбачаємо.
Розрахунок кількості повітря і вибір засобів провітрювання для тупикових вироблень.
Виконуємо розрахунок провітрювання для ярусних штреків по пласту l11, як найбільш типових для заданих умов вироблень.
Розрахунок виконуємо по методиці /1/,согласно якої кількість повітря, яку необхідно подавати в забій вироблення визначається по наступних чинниках:
-по метановыделению;
-по газам, що утворюються при вибухових роботах;
-по середньої мінімально допустимій швидкості руху повітря відповідно до вимог ПБ;
-по найбільшому числу людей;
-по мінімально допустимої швидкості руху повітря в призабойном просторі з урахуванням температури і відносної вологості.
Кількість повітря, яку необхідно подавати в забій вироблення по метановыделению при вибуховому способі виїмки вугілля у виробленні тієї, що проводиться по пласту вугілля, визначається по формулі
Qз.п= м3/мин (2.93)
де lз.тр- відстань від кінця вентиляційного трубопроводу до забою вироблення, м: Приймається згідно вимогам ПБ:
Kт.д..- коефіцієнт турбулентної дифузії. Приймається рівним 1.0 при
S10 м2 і 0.8 при більшому перетині вироблення:
Сmax- допустима максимальна концентрація метану в призабойном просторі після підривання по вугіллю; приймається рівною 2%;
С0-концентрация метану в струмені повітря тієї, що поступає у вироблення %; приймається відповідно до /1/ рівної 0.05 %:
Iз.п.max- максимальне метановыделение в призабойном просторі після підривання по вугіллю, м3/мин.; Iз.п.max. l31 =1,76 м3/мин (див. п.2).
Визначаємо кількість повітря, яку необхідно подавати в забій ярусних штреків по пласту l11
Qз.п. l31 ==41 м3/мин
Визначаємо витрату повітря по середній мінімально допустимій швидкості руху повітря
Qз.п=60*Vп.min*S, м3/мин (2.94)
де Vп.min-минимально допустима ПБ швидкість руху повітря у виробленні, м/с; для шахт небезпечних по метану Vп.min=0.25 м/с
Qз.п=60*0.25*11,2=168 м3/мин
Витрата повітря по мінімальній швидкості в призабойном просторі з урахуванням температури і відносної вологості повітря визначається по формулі
Qз.п=20*Vз.min*S, м3/мин (2.95)
де Vз.min-минимально допустима ПБ швидкість повітря в призабойном просторі вироблення залежно від температури і відносної вологості повітря, м/с; приймається по табл.8.3 ПБ.
Температуру повітря в призабойном просторі вироблення визначаємо по формулі
tв=tп-3,C (2.96)
tп- температура порід на глибині ведення гірських робіт Нп, визначається по формулі
tп=t1+,С (2.97)
t1- температура порід на глибині зони постійних температур Н0;для Донбасу t1=8-10,а Н0=26-33 м;
Нг- геотермічний градієнт, м/град; для Донбасу Нг=25-30 м/град.
tп=9+;
tв=34,8-3 =31,8C
Відносну вологість повітря приймаємо 80 %, тоді Vз.min=0.25 м/с
Qз.п=20*0.25*11,2=56 м3/мин
Витрата повітря, яке необхідно подавати в забій по найбільшому числу людей визначається по формулі
Qз.п.=6 n м3/мин (2.98)
Qз.п=6*10=60 м3/мин
Кількість повітря, яку необхідно подавати в забій по отруйних газах, що утворюються при вибухових роботах, визначається по формулі
Qз.п= м3/мин (2.99)
де Т-час провітрювання вироблення, мін;
Для шахт небезпечних по раптових викидах вугілля і газу Т30 мін, для інших шахт не нормується; Приймаємо Т=30 мін.;
Vвв- об'єм шкідливих газів, що утворюються після підривання, л;
Vвв=100*Вуг+40*Впор, л (2.100)
Вуг, Впор -масса одночасно висаджуваних ВВ по вугіллю і по породі, відповідно, кг; Якщо підривання по вугіллю і по породі проводиться роздільно те при розрахунку Qз.п. приймається більше з творів тих, що входять у формулу (2.100). Передбачаємо роздільне підривання по вугіллю і по породі. Витрата ВВ по вугіллю при проведенні ярусних штреків по пласту l11 приймаємо 13,5 кг, а по породі по пласту l11 27 кг, тоді
Vвв. l31 =100*13,5+40*27=1350+1080 л
приймаємо Vвв. l31 =1350 л.
-длина тупикової частини вироблення, м; для горизонтальних і похилих тупикових вироблень завдовжки 500 м. і більш в місце підставляється критична довжина рівна 500 м, а в тому разі менше 500м, підставляється .В нашому прикладі = 850 м;
Коб- коефіцієнт, що враховує ту, що обводнює вироблення; приймається по табл.5.1 Коб=0.8
Кут.тр- коефіцієнт,учитывающий витоку повітря у вентиляційному трубопроводі; (табл.5.4).При довжині менше критичної довжини, значення Кут.тр приймається для довжини, і при lп.кр для критичної довжини lп.кр. Приймаємо гнучкі матерчаті труби типу 1А по пласту l31диаметром 1,0 м. Тоді, беручи до уваги найбільші значення одержаних раніше витрат повітря по пластах Qз.п. l31 =168 м3/мин,Кут.тр. l31 =1,15.
Витрата повітря, яке необхідно подавати в забої ярусних штреків по пласту l11по отруйним газам що утворюється при веденні вибухових робіт
Qз.п. l11 = =221 м3/мин
Для вибору ВМП приймаємо по пласту l31 Qз.п. l31=221 м3/мин по отруйних газах.
Визначаємо необхідну продуктивність вентиляторів
Qв=Qз.п.*Кут.тр, м3/мин (2.101)
Qв. l11 =221*1,81=400м3/мин Qв.k2=6,7м3/с,
Визначаємо необхідний тиск вентиляторів
hв=,кг/м2 (даПа) (2.102)
де Rтр.г- аеродинамічний опір гнучкого трубопроводу, до; визначається по формулі
Rтр.г=rтр*(lтр+20 dтрn1+10dтрn2) (2.103)
rтр- питомий аеродинамічний опір гнучкого трубопроводу без витоків повітря к/м; Для труб діаметром 1,0 м rтр=0,0053 к/м
dтр- діаметр гнучкого трубопроводу, м;
n1, n2-число поворотів трубопроводу, відповідно під кутом 900 і 450 .
Rтр.г. l31=0,0053 (1300+20*1,0*0+10*1,0*1)=7,0 до
hв. l31 =6,72*7,0=170 кг/м2
Вибір вентиляторів проводимо шляхом нанесення розрахункового режиму їх роботи Qв, hв на аеродинамічні характеристики вентиляторів (додаток 1[1]). На підставі аналізу аеродинамічних характеристик вентиляторів приймаємо ярусних штреків по пласту l11 вентилятор ВМ-6 (рис.2.2)
Крапка з координатами Qв=6,7 м3/с і hВ=170 кг/м2 точно лягає на характеристику вентилятора з кутом установки лопаток направляючого апарату 00.Поэтому уточнення режиму роботи вентилятора і провітрювання вироблення по пласту l31не проводимо.
Крапка А на графіку (рис.2.2) характеризує розрахунковий і фактичний режим роботи вентилятара при провітрюванні ярусного штреку по пласту l31.
Визначаємо кількість повітря, яка поступатиме в забій по формулі
QЗ.П.Ф=1,69-0,69QВ.Ф, м3/с (2.104)
QЗ.П.Ф=1,69-0,69*6,7=3,71 м3/с QЗ.П.Ф=223 м3/мин
Рис.2.2-Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-6 і режим його ра боти на трубопровід
Розрахунок кількості повітря, необхідного провітрювання очисних забоїв, выемочных, вентиляційних ділянок і шахти.
Розрахунок кількості повітря для провітрювання очисних забоїв і выемочных ділянок.
Витрата повітря для провітрювання очисних забоїв визначається:
-по виділенню метану (вуглекислого газу);
-по газам, що утворюються при веденні вибухових робіт;
-по найбільшому числу працюючих людей;
-по оптимальної швидкості руху повітря по пиловому чиннику.
Для провітрювання очисного забою приймається найбільше значення і перевіряється по максимальній і мінімальній швидкості руху повітря в лаві відповідно до вимог ПБ.
Кількість повітря для провітрювання очисного забою по метановыделению для схем типу 1-М визначається по формулі
Qоч= (2.105)
де Qуч – кількість повітря для провітрювання выемочного ділянки по метановыделению;
kо.з – коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, безпосередньо прилеглій до призабойному; приймається по табл.6.6 [1] залежно від способу управління крівлею і фортеці порід тих, що залягають в крівлі;
kут.в - коефіцієнт, що враховує витоки повітря через вироблений простір в межах выемочного ділянки; визначається по номограмах (рис.6.12, 6.13) залежно від потужності пласта, поперечного перетину лави і средневзвешенной фортеці порід, що залягають а крівлі.
Приймаємо, що в кролі пластів залягають піщані сланцы фортецею f=7 по Протод'яконову, тоді kо.з l31= 1,25, а kут. =2,0.
Згідно [1], для схем провітрювання выемочных ділянок типу 1-М кількість повітря необхідне для провітрювання выемочного ділянки визначається по формулі
м3/мин (2.106)
де kн – коефіцієнт нерівномірності метановыделения, долі ед.; значення коефіцієнта нерівномірності метановыделения береться з табл.6.3 залежно від абсолютної метанообильности выемочного ділянки. Для пласта l31 Iуч = 6,1 м3/мин, тоді kн =1,51;
З – допустима згідно ПБ концентрація метану у витікаючому з выемочного ділянки вентиляційному струмені %;
С0 – Концентрація метану у вентиляційному струмені, що поступає на выемочный ділянку %; при проектуванні вентиляції шахт приймається рівною 0,05 %.
Qуч. l31 = =970 м3/мин
Qоч. l31 ==606 м3/мин
Розрахунок кількості повітря для провітрювання очисного забою по газах, що утворюються при вибухових роботах, не проводимо, оскільки вибухові роботи в лаві не ведуться.
Розрахунок витрати повітря по числу людей проводиться по формулі
Qоч=6 nчел kо.з м3/мин (2.107)
де nчел- найбільше число людей, що одночасно працюють в очисному виробленні. Якщо зміна проводиться на робочих місцях можна прийняти nчел=30.
Qоч=6 30 1,25=225 м3/мин
Розрахунок витрати повітря з умови оптимальної швидкості по пиловому чиннику проводиться по формулі
Qоч=60 Sоч.min Vопт kо.з м3/мин (2.108)
где- Vопт оптимальна швидкість повітря в призабойном просторі, м/с; приймається 1,6 м/с.
Qоч. l31 =60 2,4 1,6 1,25=228 м3/мин
Остаточно, для провітрювання діючих очисних забоїв приймаємо Qоч. l31= 606 м3/мин, а для провітрювання выемочного ділянки Qуч. l31 =970 м3/мин.
Прийняту витрату повітря для провітрювання очисних вироблень перевіряємо по мінімальній і максимальній швидкості повітря в очисному виробленні
Qоч_60 Sоч.max Vmin kо.з (2.110)
Qоч _ 60 Sоч.min Vmax kо.з (2.111)
де Sоч.max – максимальна площа поперечного перетину призабойного простору очисного вироблення в світлі, м2; при механізованих крепях приймається згідно табл.6.5;
Vmin – мінімально допустима швидкість повітря в очисному виробленні, м/с; приймається згідно ПБ.
Vmax – максимально допустима швидкість повітря в очисному виробленні, м/с; приймається згідно ПБ.
Qоч. l11=606_60 2,4 0,25 1,25=45 м3/мин
Qоч. l11 =606 _ 60 2,4 4,0 1,25=720 м3/мин
Умови виконуються.
Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання вентиляційних ділянок.
Для розробленої схеми провітрювання шахти вентиляційною ділянкою є панель. Витрата повітря для провітрювання панелі визначається по формулі
Qвент.уч =, м3/мин (2.112)
де –суммарное кількість повітря для провітрювання діючих выемочных ділянок, розташованих в межах панелі;
- сумарна кількість повітря для провітрювання выемочных ділянок, що погашаються, розташованих в межах панелі;
- сумарна кількість повітря для відособленого провітрювання тупикових вироблень, розташованих в межах панелі;
- витрата повітря для відособленого провітрювання підтримуваних вироблень в межах панелі;
- витрата повітря для відособленого провітрювання камер розташованих в межах панелі;
-утечки повітря через вентиляційні споруди розташовані в межах панелі.
В межах панелі передбачаємо відособлене провітрювання людського і допоміжного ходков. Витрата повітря для відособленого провітрювання ходков визначається по формулі
Qпод.вF 60 S Vmin (2.113)
де S – поперечний перетин вироблення в світлі, м2;
Vmin – мінімальна швидкість повітря в підтримуваних виробленнях, м/с; для головних транспортних підтримуваних вироблень приймається 0,7-1,2 м/с.
Приймаємо згідно [2] типовий перетин ходка S=12,8м2 і Vmin=0,9 м/с, тоді
Qпод.в=60 12,8 0,9 =691 м3/мин
В межах панелі передбачаємо відособлене провітрювання камер підйомних машин встановлених на людській і допоміжній ходках. Витрата повітря для провітрювання камер визначається по формулі
(2.114)
де - сумарна потужність електроустановок в камерах, кВт;
- коефіцієнт корисної дії (КПД) електроустановки; для підйомних установок приймається рівним твору КПД двигуна і редуктора;
tвх – температура повітря у виробленні перед камерою в найбільш теплий місяць року, З;
kз –коэффициент, що враховує тривалість роботи електроустановки протягом доби; для установок з тривалістю безперервної роботи 1 годину і більш kз =1, для періодично працюючої установки з тривалістю роботи менше 1 години розраховується по формулі.
Проектом передбачаємо установку на людській і допоміжній ходках підйомних машин БМ-3000. Сумарна потужність електроустановок 460 кВт [3]. КПД електроустановки 0,9. Коефіцієнт, що враховує тривалість роботи електроустановки приймаємо рівним 1,0.
Температур повітря у виробленні перед камерою визначаємо по формулі
tвх= tо.д+(23), 0C (2.115)
де tо.д – температура повітря в околоствольном дворі, 0С
Температуру повітря в околоствольном дворі для літнього періоду визначаємо по формулі А.Н.Щербаня
град (2.116)
де А – коефіцієнт. залежний від пори року; в умовах Донбасу для липня місяця А=1470;
Н – глибина стовбура, м.
град
tвх= (21,5+3), =24,50C,
м3/мин.
Зосереджені витоки повітря в межах панелі визначаємо на підставі аналізу схеми провітрювання шахти. Аналіз схеми показує, що зосереджені витоки повітря будуть:
- Через кросинги, які розташовані на ухилі і ходках;
- Через вентиляційні двері, встановлені на ярусних штреках;
Передбачаємо під кросингом подвійні двостулкові двері площею 4 м2, тоді згідно [1] табл.8.3 витоку через кросинг складуть 228 м3/мин. На ярусних штреках передбачаємо установку одностулкових дверей площею 3,0 м2 тоді згідно [1] табл.8.3 витоку через двері складуть 84м3/мин.
Зосереджені витоки повітря в межах панелі складуть
3*228+4*84=1020 м3/мин
Визначаємо кількість повітря для провітрювання панелі по пласту l31, у якій розташовані два діючі забої
Qп.д. l11=2*970+2*630 + 2*691+ 2*512 + 1020=6626 м3/мин
2.4.5 Електропостачання ділянки
Для механізації робіт на видобувній ділянці застосований механізований комплекс 3МКД90. Електроустаткування, що входить до його складу, а також інше електроустаткування наведено у табл. 2.44.
Таблиця 2.44– Відомості про струмоприймачі ділянки
|
Прийма
чи
|
К-сть
|
К-сть
ел.двиг.
|
Тип
електродвигуна
|
Потужність,
кВт
|
U,н
В
|
К.П.Д.
|
cos
|
Iн
Мн
|
Мmax
Мном.
|
Kз
|
|
2ГШ-68
|
1
|
1
|
1ЭКВ 3,5-200
|
200
|
660
|
0,95
|
0,95
|
2,2
|
3,2
|
0,8
|
|
ВСП-4
|
1
|
2
|
ЭДКОФ250ВЦ
|
2х55
|
660
|
0,88
|
0,80
|
2,5
|
3
|
0,85
|
|
СП-326
|
1
|
2
|
2ЭДКОФ250ВЦ
|
2х55
|
660
|
0,89
|
0,80
|
2,5
|
3
|
0,8
|
|
НУМС
|
1
|
1
|
ВАО41-4
|
32
|
660
|
0,87
|
0,86
|
1,5
|
3
|
0,85
|
|
СНТ32
|
1
|
2
|
ВАО82-4+4
2ВР100
|
55+
+55
|
660
|
0,87
|
0,92
|
2,1
|
3,2
|
0,9
|
|
ПТК-1
|
1
|
1
|
ЭДКАОФЧ-55
|
55
|
660
|
0,88
|
0,91
|
2,2
|
3
|
0,8
|
|
ЛВД25
|
1
|
1
|
ВАО52-8
|
5,5
|
660
|
0,85
|
0,91
|
6,5
|
2,5
|
0,8
|
Розрахунок електричного навантаження і потужності трансформаторної підстанції виконаний за допомогою комп’ютерної програми. Схема розташування електроустаткування на виїмковій дільниці розроблена виходячи з того, що у виробках не знайдений газ метан, і наведена на рис.2.7. Для захисту і відключення у разі потреби усіх струмоприймачів ділянки приймається автоматичний вимикач АВ400. Для кожного струмоприймача ділянки приймається автоматичний пускач і вибирається по величинах струму, яке він включа, виключа та контролює.
Усі струмоприймачі виїмкової дільниці захищаються
- трансформатори та кожне відхідне від нього приєднання включно з живлячими кабелями від струмів короткого замикання - автоматичними вимикачами з миттєвим максимальним струмовим захистом.
- додатково електродвигуни мають захист від струмів перевантаження , а також нульовий захист
В межах виїмкової дільниці належать освітленню від мережі з напругою 127 В такі пункти:
пункти навантаження та перевантаження вугілля; енергопоїзд лави; конвеєрна лінія; вибійний простір лави і т. ін.
Телефонні апарати мають бути встановлені на обох сполученнях лави з підготовчими виробками, а також в місцях перевантажування вугілля. Повздовж лави та на транспортній виробці передбачається гучномовний зв'язок. Якості засобів зв'язку та сигналізації по очисному вибою приймаємо апаратуру АС-3Т, яка експлуатується одночасно з апаратурою керування АУПС.
На виїмковій ділянці заземленню підлягає усе робоче електроустаткування (рис. 2.8). У виробках шахти змонтована загальна мережа заземлення до якої приєднуються усі об’єкти електричної мережі. Загальна мережа заземлення створюється шляхом безперервного електричного з'єднання між собою усіх металевих оболонок та зеземлюючих жил кабелю, незалежно від величини напруги, з приєднанням їх до головних заземлювачів. Головне заземлення влаштовується у зумпфі допоміжного стволу та у водозбірнику головної водовідливної уставки . У всіх випадках розвитку гірничих робіт повинно бути щоби один головний заземлювач діяв на час огляду або чистки ремонту другого.
Для місцевих заземлювачів влаштовуються штучні заземлювачі у штрекових водовідводних канавках або в інших придатних для цього місцях. Кожна кабельна муфта з металевим корпусом, крім з’єднувачів напруги, на гнучких кабелях, що живлять пересувні машини, повинна мати місцеве заземлення та з’єднуватися із загальною мережею заземлення шахти за допомогою заземлюючи жил. Для апаратури та кабельних муфт телефонного зв’язку з кабелями без броні допускається місцеве заземлення без приєднання до загальної мережі заземлення.
Заземлення корпусів пересувних машин (вибійних конвеєрів), комбайнів здійснюється з'єднанням їх із загальною мережею заземлення за допомогою заземлюючих жил живильних кабелів. Заземлюючи жила з обох боків повинна приєднуватися до внутрішніх заземлюючи затискувачів у кабельних муфтах та ввідних пристроях. Для цього устаткування повинен передбачатися безперервних контроль заземлення. Загальних перехідний опір мережі заземлення виміряний біля будь яких заземлювачів не повинен перевищувати 2 Ом.
Малюнок 2.14 – Схема заземлення ділянки
Схему електропостачання дільниці наведено на малюнку 2.15.
Малюнок 2.15 – Схема електропостачання ділянки
2.4.6 Охорона праці.
Провітрювання забою осуществляется-за рахівниць загальношахтної депресії.
Вибухові роботи здійснюються в звичайному з виведенням людей з небезпечної зони згідно паспорту БВР.
При прибиранні гірської маси використовується зрошування ручними зрошувачами РО-1.
Всі робочі повинні використовувати індивідуальні засоби захисту від пилу -респираторы.
Крепь, вибита при вибухових роботах, повинна бути негайно відновлена або замінена.
При появі заколювань, обвалень і осідання крівлі повинні бути прийняті заходи по посиленню крепи.
У разі непередбаченої зміни горно-геологічних або виробничих умов начальнику ділянки необхідно внести зміни в паспорт і в добовий термін затвердити їх.
Лебідки кріпляться 4-мя стійками 020 мм. Відвідні блочки бутової лебідки стаціонарно закріплені на кінці опорної балки, кінцевий блок кріпиться тяговим ланцюгом скребкового конвейєра за стійку СУГ-11 встановлену у виробленому просторі лави перед органною крепью в створі чергової дороги для закладки бутової смуги. Бутова лебідка кріпиться так, щоб кінець опорної балки знаходився, можливо, близько до запасного виходу в створі з черговою дорогою закладки, що забезпечить безперешкодний прохід бутового скрепера між стійками кріпи і максимальне захоплення скрепером відбитої гірської маси.
Перед виробництвом вибухових робіт вживаються заходи для захисту кінцевих блоків і каната бутової лебідки від пошкоджень при вибуху, канати лебідки повинні знаходитися у вільному стані на грунті. Кінцевий блок підгрібної лебідки кріпиться тяговим ланцюгом скребкового конвейєра, з використанням замкового з'єднання, до задньої частини підстави секції якомога ближче до лівої сторони вироблення. Кріплення проводять після того, як виникне необхідність перемістити породу в зону дії бутового скрепера. Звернути увагу щоб канати підгрібаючої лебідки під час кріплення блоку знаходилися зверху канатів бутової лебідки і між бутовим скрепером і опорною балкою щоб уникнути їх захоплення бутовим скрепером. Після переміщення породи в зону дії бутового скрепера канати підгрібаючої лебідки ослабляються і переміщаються до кінця опорної балки або підвішуються до верхняків, щоб звільнити місце для скреперовки в забут. Забороняється одночасна робота двох лебідок, що повинно досягатися взаємним електричним блокуванням включення. В міру необхідності блок підгрібної лебідки переноситься управо. Після заповнення першої дороги проводиться ручна зачистка правої сторони вироблення для перемонтажа бутової лебідки. Перед перенесенням кінцевого блоку бутової лебідки на наступну дорогу скрепер виганяється на штрек, потім звільняється і обноситься канат. Кінцевий блок бутової лебідки кріпиться на новій дорозі аналогічно вищеописаному. Кінцевий блок підгрібної лебідки переноситься в початкове положення і цикл повторюється. Породу, що залишилася, з правого боку вироблення прибирають в забут уручну. Незабученную частину другої дороги, що при необхідності залишилася, закладають дворядною стінкою БЖБТ. Перед черговими ВР скрепер підгрібної лебідки відгонять від забою і канат прибирають з призабойного простору.
Безпека робіт
1. Погоджувати роботи, виключивши можливість пересування секції із
закріпленим блочком і канатом підгрібної лебідки (при необхідності
виставити пост).
2. Після закінчення робіт по забутуванню пускачі лебідок повинні бути
відключені, заблоковані механічно з вивіскою плакатів «Не
включати, працюють люди».
3. Управління лебідками допускається тільки специально-
навченими людьми.
2.5 Магістральний транспорт
Як механізм, доставки, по 23 західному конвейєрному штреку прийняті стрічковий конвейєр 1ЛТП-80У (1Л-800УД) і скребкові конвейєра СП-250-14 під лавою.
Доставка вугілля з лави здійснюється забійним конвейєром СП-326.
З 23 західного конвейєрного штреку гірська маса потрапляє в бункер У=50м3, нижня частина якого виходить на конвейєрний ухил в якому змонтовані конвейєра 1Л-100К що транспортують гірську масу на конвейєрний ходок і далі конвейєрами 1Л-100К до центральної вугільної ями місткістю 500 м3.
Потім гірська маса через комплекс вугільного завантаження скипового стовбура, що складається із стрічкових конвейєрів . спеціальної конструкції і дозатора із завантажувальним пристроєм, потрапляє в скип і видається на поверхню.
Доставка матеріалів і устаткування від околоствольного двору до заїзду на вантажний ухил здійснюється у вагонетках ВГ-3,3, майданчиках з відповідною базою за допомогою акумуляторних електровозів АМ-8Д, далі кінцевою вікаткою по людському ходку на заїзди на 23-й конвейєрний або 23-й воздухоподающие штреки, з подальшою доставкою до місця розвантаження надгрунтовими дорогами ДКУ-1, ДКНЛ.
Доставка людей до місця роботи здійснюється по людському ходку надгрунтовою дорогою ДКНУ-1 на заїзди 23 західного воздухоподающего і конвейєрного штреків.
Мінімальна продуктивність стрічкових конвейєрів серії 1Л-80 рівна 350 т/час. і 1Л-100 - 570 т/час, а також скребкового конвейєра СП-250 -438 т/час. забезпечує транспортування гірської маси при максимально можливому годинному навантаженні на лаву 90 т/час.
2.5.1 Обслуговування стрічкових конвейєрів.
Монтаж, експлуатація і обслуговування стрічкових конвейєрів проводиться згідно «Керівництва по експлуатації» і ПБ.
Огляд конвейєрів, апаратури управління, роликів, і завантажувальних натягачів, стрічки і її стиків, а також пристроїв, що забезпечують безпеку експлуатації конвейєрів, повинні проводитися гірським майстром або спеціально призначеною особою (мотористом), один раз в добу - механіком ділянки або іншим обличчям нагляду ділянки. Стаціонарні конвейєра повинні оглядатися головним або старшим механіком шахти щомісячно.
До обслуговування стрічкових конвейєрів можуть бути допущені тільки особи, що пройшли інструктаж по техніці безпеки, технічний мінімум і що витримали іспит.
Під час роботи конвейєрної установки, обслуговуючий персонал повинен ежесменно перевіряти стан вироблення і конвейєрної установки, виявляти несправності. При цьому стежити за положенням стрічки на верхніх і нижніх роликоопорах по всій трасі, на приводних і натяжних барабанах, за натягненням стрічки, ефективністю роботи очисних і зрошувальних пристроїв, справністю автоматичних стаціонарних пожаротушащих установок
УВПК-2, ступенем заштыбовки траси і кінцевих станцій конвейєрів, наявністю необертальних роликів, за станом конвейєрної стрічки і її стиків, за справністю елементів приводу, вантажних пунктів, натяжних станцій, центруючих пристроїв, працездатністю автоматичних засобів захисту і сигналізації, за рівнем масла в редукторах. Рівень масла в редукторі повинен бути таким, щоб великі шестерні занурювалися в масло приблизно на 1/3 -К/4 діаметру.
Конвейєрна установка повинна бути негайно зупинена при виявленні наступних несправностей:
ненормальні шуми і стукоти в редукторі приводу;
пошкодження стикового з'єднання;
пробуксувала стрічки на приводних барабанах;
ослаблення натягнення і надмірне провисання стрічки між опорами;
збігання стрічки на роликоопорах або барабанах до торкання нею нерухомих частин;
- заклинювання виносного, хвостового або натяжного барабанів.
Для попередження забуксовки стрічки необхідно:
не допускати роботу конвейєра при несправному реле швидкості;
стежити за центруванням стрічки;
систематично перевіряти стан пристрою для очищення стрічки;
не допускати заштыбовки конвейєрної стрічки;
стежити за справністю завантажувальних пунктів.
В цілях попередження нещасних випадків категорично забороняється:
- їзда людей, перевезення лісу, довгомірних матеріалів і устаткування на не
пристосованих для цих цілей конвейєрах;
зупинка конвейєра до зупинки механізмів, що подають на нього вантаж, що транспортується;
пуск конвейєра без подачі звукової і світлової попереджувальної сигналізації;
працювати при несправності електросхеми і стану вибухобезпечності електроустаткування;
проводити всілякий ремонт електричної, гідравлічної або механічної частини конвейєрів при працюючому конвейєрі;
електродвигуни, пускачі, електричний блок управління і ін. повинні бути заземлені;
включати конвейєр в роботу із знятою огорожею з приводних барабанів, ланцюгових муфт, натяжної і кінцевої секції;
експлуатувати конвейєр при збіганні верхньої або нижньої гілок стрічки убік (прокидається вугілля верхньої частини, нижня гілка треться об стійку) і пр.;
підсипати між стрічкою і приводним барабаном при тій, що пробуксувала вугілля, породу, пісок;
доставка стрічкою вантажів з навантаженням понад 100 кг на одній роликоопору;
очищення барабанів від налиплих частинок при русі стрічки;
зміна підтримуючих роликів при русі стрічки.
2.6 Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання шахти
Витрата повітря для провітрювання шахти визначається по формулі
Qш =1.1(, м3/мин (2.117)
де 1.1 – коефіцієнт, що враховує нерівномірність розподілу повітря по мережі гірських вироблень;
- витрата повітря для провітрювання вентиляційних ділянок;
- сумарна кількість повітря для відособленого провітрювання тупикових вироблень, розташованих за межами вентиляційних ділянок;
- витрата повітря для відособленого провітрювання підтримуваних вироблень, розташованих за межами вентиляційних ділянок;
- витрата повітря для відособленого провітрювання камер розташованих за межами вентиляційних ділянок;
-утечки повітря через вентиляційні споруди розташовані за межами вентиляційних ділянок.
Відособлене провітрювання тупикових і підтримуваних вироблень розташованих за межами вентиляційних ділянок проектом не передбачається. Проектом передбачається відособлене провітрювання зарядних камер і камер складу ВМ.
Витрата повітря для провітрювання зарядних камер визначається по формулі
Qз.к= (2.118)
де Еi – місткість акумулятора А*ч;
nai – число акумуляторів в батареї;
nб – число одночасно заряджаючих акумуляторних батарей.
Для обслуговування кожної панелі приймаємо два електровози і два електровози для виконання маневрових робіт в околоствольном дворі. Загальне число електровозів по шахті 2. З урахуванням резерву число заряджаючих батарей 4. Тип батареї 66 ТНЖШ-300, число акумуляторів в батареї 66, місткість акумулятора 300 А*ч.
Температуру повітря у виробленні перед камерою в найбільш теплий місяць року (tвх) приймаємо рівній температурі повітря в околоствольном дворі tвх=24,5.
Qз.к= м3/мин
Витрата повітря, розрахований по формулі (5.14) повинен задовольняти умові
Qз.к=R (2.119)
де kэi – коефіцієнт, що враховує тип заряджаючої батареї; приймається по табл 8.1 [1].
Для батарей типу 66 ТНЖШ-300 kэi=0,6
Qз.к=30 4 0,6=72 м3/мин
Умова виконується, отже, для провітрювання зарядних камер приймаємо витрату повітря 164 м3/мин
Витрата повітря для провітрювання складу ВМ визначається по формулі
Qк.вм=0,07 Vк (2.120)
де Vк.вм – сумарний об'єм вироблень складу ВМ,м3
Qк.вм=0,07 1200=84 м3 /мин
Загальна витрата повітря для провітрювання камер, розташованих в околоствольном дворі
Qк=164+84 =248 м3/мин
Витоки повітря через завантажувальні пристрої порідного і вугільного скипов визначаємо по нормах, згідно [1] табл.8.4. Вони складуть 360 м3/мин.
Сумарні витоки повітря за межами вентиляційних ділянок складуть
=248+360=608 м3/мин
Визначаємо витрату повітря по шахті
Qш =1,1 (6626+0+0+248+360) = 7957 м3/мин
Розрахунок депресії шахти
Для вибору вентиляторів головного провітрювання необхідно визначити мінімальну і максимальну депресію шахти за час відробітку ухильної частини шахтного поля. Мінімальну і максимальну депресію шахти розраховуємо по струменю найбільшого опору. Струмінь найбільшого опору вибираємо на основі аналізу схеми провітрювання шахти. Гірські Мінімальна і максимальна депресія шахти по струменю найбільшого опору визначається по формулі
hн=hк.в+hп.в+hк+hкк (2.121)
де hк.в – депресія каналу вентиляційної установки, даПа; приймається рівною 0,11 hп.в;
hп.в – депресія підземних вироблень напряму, даПа; знаходиться як сума депресій окремих послідовно сполучений гілок, що входять в напрям, від гирла воздухоподающего стовбура до входу в канал вентиляційної установки;
hп.в=1.1(h1+h2+. . .+hn) (2.122)
1,1– коефіцієнта, що враховує вплив місцевих опорів;
hк – депресія воздухонагревателей, даПа;
hк.к – депресія каналу повітронагрівальної установки;
При розрахунку депресії напряму депресію воздухонагревателей і каналу повітронагрівальної установки не враховуємо, оскільки проектом передбачаємо спеціальний вентилятор для подачі повітря через воздухонагреватели в шахту.
Депресія капітальних і підготовчих вироблень розраховується по формулі
h= (2.123)
де kн.р.в- коефіцієнт, що враховує нерівномірність розподілу повітря по мережі гірських вироблень; для загальношахтних вироблень kн.р.в=1.563, для інших вироблень kн.р.в=1.
-коэффициент аеродинамічного опору кг*с2/м4; приймається по додатку 7 [1]/
Р- периметр вироблення, м; для вироблень закріплених арочною крепью Р=3.86;
L-довжина вироблення;
Q- витрата повітря, м3/с.
Депресія лави підраховується по формулі
hоч=RочQ (2.124)
де Rоч -общее аеродинамічний опір лави, кг*с2/м8.
Для лав обладнаних механізованими крепями
(2.125)
де r100 – питомий аеродинамічний опір (при довжині 100 м) лав з механізованими крепями, до; приймається по табл.6.5 [1]; r100 =0,06 до;
- коефіцієнти місцевого опору входу і виходу лави; визначаються по табл.9.1 [1]; 2 14.
до
Результати розрахунків максимальної і мінімальної депресії по напрямах представлені в таблцах 6.1, 6.2.
Мінімальну і максимальну депресію шахти по напрямах визначаємо по формулі (2.) :
Мінімальна депресія шахти
hш.min. =0,11 519+519+0+0 =576,1 ДаПа
Максимальна депресія шахти
hш.max.=0,11 598,4+598,4+0+0 =664,2 ДаПа
Для розрахунку депресії вентилятора необхідно врахувати депресію природної тяги. Тому виконуємо розрахунок природної тяги для зимового (січень) і літнього (липень) періоду року.
Розрахунок депресії природної тяги
Депресію природної тяги розраховуємо по методиці [3], згідно якої депресія природної тяги визначається по формулі
, даПа, (2.126)
де Р0 – атмосферний тиск, мм.рт.ст; для умов Донбасу Р0P750 мм.рт.ст;
Н – глибина шахти, м;
- коефіцієнти, залежні від середньої температури повітря в стовбурах шахти
(2.127)
(2.128)
де R – газова постійна, рівна для сухого повітря 29.27 м/0С;
- середня температура повітря у воздухоподающих виробленнях від поверхні до максимальної глибини шахти 0K;
- середня температура повітря у виробленнях тих, що видають витікаючий струмінь від максимального глибина шахти до поверхні 0K;
=, 0К (2.129)
де - температура повітря на вході у воздухоподающий стовбур, 0С; для зимових умов приймається згідно ПБ не нижче +2 0С, а для летних- приймається за даними, приведеними в «Єдиній методиці прогнозування температурних умов у вугільних шахтах». Для умов Донбасу для липня t1=21,4 ;
- температура повітря в околоствольном дворі воздухоподающего стовбура, 0С.
Ця температура може бути визначена по наближеній формулі А.Н.Щербаня
0С (2.130)
де А – коефіцієнт, залежний від пори року (для січня А=432, для липня А=1470) [3]
=5,90 З
=21,50 С.
Середня температура повітря у виробленнях з витікаючим струменем повітря визначається по формулі
0С (2.131)
t3 – температура повітря в околоствольном дворі вентиляційного стовбура визначається по формулі, 0С
0C (2.132)
де tп – температура порід на глибині зони постійних температур, 0С; для Донбасу tп=810 0С;
Н0 – глибина зони постійних температур, м; для Донбасу Н0=25-30 м;
Нг – геотермічний градієнт, м/град; для Донбасу Нг=26-33 м/град;
t0 – різниця між температурою повітря і порід, 0С.
Згідно [3], значення величини t0 приймається рівною або незначних підсосах холодного повітря з околоствольного двору воздухоподающего стовбура 1-2 0С, а при значних подсосах- влітку 2-5 0С, взимку 5-10 0С.
При центральній схемі провітрювання витоків повітря не буде, тому значення величини t3 для літніх і зимових умов буде однакове.
C;
t4 – температура повітря у верхній частині вентиляційного стовбура, 0С. Ця температура може бути визначена, якщо врахувати, що при піднятті повітря його температура знижується за рахунок розширення в середньому на 0.4-0.50 З на кожні 100 м
t4 =t3 - 0,5 H/100 (2.134)
t4 =32,8 - 0,5 750/100=290 З
Визначаємо середнє значення температури повітря в клетьевом стовбурі:
-для зимового періоду
=, 0К
-для літнього періоду
=, 0К.
Визначаємо середнє значення температури повітря у воздуховыдающих виробленнях
=, 0К.
Соглосно [3] коефіцієнти визначаються по формулі
(2.135)
Визначаємо значення коефіцієнта :
-для зимових умов
,
-для літніх умов
,
Визначаємо значення коефіцієнта
,
Визначаємо значення депресії природної тяги по формулі (2.126):
-для зимового періоду
даПа
-для літнього періоду
даПа
Розрахунок необхідної продуктивності, депресії вентиляторів головного провітрювання і їх вибір
Згідно розробленій схемі шахта провітрюється одним вентилятором, встановленим на скиповом стовбурі. Передбачаємо провітрювання панелі по пластуl11, в якій розташовані дві діючі лави. Необхідну продуктивність вентилятора визначаємо по формулі
Qв.с.с=Qш kут.вн (2.136)
де Qс.с - витрата повітря у витікаючому струмені скипового стовбура, м3/мин;
kут.вн – коефіцієнт, що враховує зовнішні витоки повітря; приймається згідно [1] стр 168.
Qв.с.с=7957 1,25=9946м3/мин
Необхідна мінімальна і максимальна депресія вентилятора визначається по формулі
Hв=hш ± hе (2.137)
де hш – депресія шахти по напряму, даПа;
hе, - депресія природної тяги, даПа.
Знак «+» у формулі (2.137) береться якщо hе<0 і підсумовується з максимальним значенням депресії по напряму, а знак «-» якщо hе>0 і віднімається з мінімального значення депресії по напряму.
Визначаємо необхідну депресію вентилятора:
-минимальная депресія вентилятора
Hв.min.№1= hш.min.№1-hе.з =576,1-84,4=419,7 даПа;
-максимальная депресія вентилятора на шурфі №1
Hв.max.№1= hш.max.№1-hе.л =664,2-28,1=636,1 даПа;
Вибір вентиляторів проводимо на основі аналізу їх аеродинамічних характеристик (додаток 4 [4]). Приймаємо до установки на скиповой стовбур вентилятор ВЦД-40. Прийнятий до установки вентилятор повинен забезпечувати резерв по продуктивності не менше 15% на випадок перевиконання плану видобутку вугілля або збільшення метанообильности вироблень. Для визначення резерву вентилятора по продуктивності необхідно на аеродинамічній характеристиці вентилятора виконати побудову характеристики вентиляційної мережі. Характеристика вентиляційної мережі описується рівністю
Hв.с=Rв.с (2.138)
де Hв.с – депресія вентиляційної мережі, даПа;
Rв.с – аеродинамічний опір вентиляційної мережі, км;
- продуктивність вентилятора, м3/с.
Отже, аеродинамічний опір вентиляційної мережі визначиться по формулі
Rв.с= (2.139)
По рівнянню (2.139) визначаємо мінімальний і максимальний опір вентиляційної мережі для вентилятор встановленого на скиповом стовбурі:
-минимальное опір вентиляційної мережі вентилятора
Rв.с.min. ==0,015 ;
-максимальное опір вентиляційної мережі вентилятора
Rв.с.max.==0,023 ;
Побудову характеристик вентиляційної мережі вентилятора встановленого на скиповом стовбурі при мінімальному і максимальному значенні депресії проводимо по формулах:
Hв.с.min. =0,015 ; (2.140)
Hв.с.max. =0,023 (2.141)
Для побудови характеристики вентиляційної мережі вентилятора встановленого на скиповом стовбурі при мінімальному і максимальному значенні депресії задаємося довільними значеннями Qв і визначаємо значення Нв. За одержаними даними виконуємо побудову. Початкові дані для побудови характеристик вентиляційної мережі при мінімальному і максимальному значенні депресії представлені в таблиці 2.16
Таблиця 2.16-початкові дані для побудови характеристик вентиляційної мережі
|
Qв, м3/с
|
100
|
150
|
200
|
|
Hв.с.min=0,015 ;
|
150
|
337,5
|
600
|
|
Hв.с.max=0,023
|
230
|
517,5
|
920
|
Рис.2.3- Аеродинамічна характеристика вентилятора ВЦД-40 і режим
його роботи на вентиляційну мережу
Криві 1, 2 на графіку (рис.2.3) визначають характеристику мережі при мінімальній і максимальній депресії вентилятора встановленого скиповой стовбур. Крапки А і В на цих кривих визначають розрахунковий режим роботи цього вентилятора при мінімальній і максимальній депресії. Крапка З на графіку визначає максимально можливу продуктивність вентилятора встановленого на скиповом стовбурі при його роботі на максимальний опір.
Резерв вентилятора по продуктивності визначається по формулі
KQ= (2.142)
де Qmax – максимально-можлива продуктивність вентилятора при його роботі на мережу з максимальним аеродинамічним опором, м3/с;
Qр – розрахункова продуктивність вентилятора, м3/с.
Максимально-можлива продуктивність вентилятора визначається абсцисою точки перетину характеристики вентилятора з максимальним кутом установки лопаток робочого колеса (направляючого апарату) і характеристики мережі при її максимальному опорі (крапка З) Qв=190 м3/с. Резерв вентилятора ВЦД-40 по продуктивності, встановленого на скиповой стовбур, складе:
KQ=
2.7 Стаціонарні установки
2.7.1 Головна водовідливна установка
Нормальний добовий приплив води складає: Qн=6000 м3/добу, максимальний Qм=7200 м3/добу. У роботі знаходиться чотири водовідливні горизонт. Збільшення навантаження на пласт приводить до збільшення припливу води у виробки водовідливного горизонту з позначкою -850м. Розрахуємо головну водовідливну установку цього горизонту з умов Qн=2760м3/добу і Qм=3240м3/добу рН=8.
Мінімальна подача насоса:
Qmin= м3/год (2,136)
Qmin= м3/год
Орієнтовно напір насоса визначається:
Нор=Нг(1+), м (2,137)
де; Нг – геодезична висота подачі, м
Нг =Нвс+Ннагн ,м (2,138)
де; Нвс – висота всмоктування, м
Ннагн – висота нагнітання, м
Ннагн =Нш ,м (2,139)
де; Нш – глибина шахти, м
Ннагн =1100м
Нг =3+1100=1103 м
Нор=1103(1+)=1213,3 м
По Qmin і Нор по зонах промислового використання шахтних насосів приймаємо насос типу ЦНС 300-780...1300, параметри якого:
Qопт=300 м3/род
Hк=128 м
Hок=131 м
n=2950 об/хв
Визначмо кількість робочих коліс:
Zк=; (2,140)
Zк=
Приймаємо 10 робочихколіс
Тип насосу після цього ЦНС 300-1280
Перевіримо обраний насос на стійкість роботи.
Нг0,95*Но (2,141)
де; Но – напір насосу при Q=0
Но=Нко*Zк ,м (2,142)
Но=131*10=1310 м
Нг<0,95*1310=1244,5 м
Умова виконується.
Визначмо внутрішній діаметр нагнітального трубопроводу
d=, (2,143)
де; - оптимальна швидкість води, м/с
Qопт – оптимальна подача насоса, м3/рік
d=
Мінімальна товщина стінки труби:
о=, м (2,144)
де; Рр – розрахунковий тиск, МПа
Рр=1,25*р*g*Нор*10-6, МПа (2,145)
де; р – суцільність води, кг/м3 (р=1020кг/м3)
доп – допускне напруження розриву матеріалів труби, МПа
доп =0,4*т ,МПа (2,146)
де; т – тимчасовий опір розриву матеріалу труби, МПа
Приймаємо як матеріал для труб Ст2сп, тоді:
доп =0,4*350=140 МПа
Рр=1,25*1020*9,81*1213,3*10-6=15,18 МПа
о=
Товщина сталевих труб з урахуванням корозійного зносу дорівнює:
=, мм (2,147)
де;н – швидкість зносу зовнішньої поверхні, мм/рік
вн – швидкість корозійного зносу внутрішньої поверхні труби, мм/рік
t – розрахунковий термін служби , рік
Кд – коефіцієнт, що враховує мінімальний допуск товщини стінки труби
=
приймемо =18 мм
Визначимо зовнішній діаметр труби:
dн= d+2* ,мм (2,148)
де; d – внутрішній діаметр нагнітального трубопроводу, мм
dн= 210+2*18=246 мм
За ДСТ 8732-78 приймаємо приймаємо сталеві безшовні гаряче – деформовані труби: dн.ст=273 мм =18мм
Внутрішній діаметр:
d=dн.ст-2*=273-2*18=237 мм
Зовнішній діаметр всмоктувального трубопроводу
dн.вс=dн+(25...50), мм (2,149)
dн.вс=273+25=298 мм
За ДСТ 8732-78 приймаємо для приймаємо для всмоктувального трубопроводу сталеві безшовні гаряче деформовані dн.вс ст=299мм ;=18мм
dн.вс=dн.вс ст-2*=299-2*18=263 мм
Швидкість води в нагнітальному й всмоктувальному трубопроводу:
Uн= (2,150)
Uвс= (2,151)
Uн=, м/с
Uвс=, м/с
Коефіцієнт гідравлічного опору в всмоктувальному і нагнітальному трубопроводах визначається по формулах:
вс= (2,152)
н= (1,153)
Втрати напору у всмактувальному трубопроводі:
Нвс=(), м (2,154)
де; lвс – довжина всмоктувального трубопроводу, м
- сума коефіцієнтів місцевих опорів всмоктувального трубопроводу
= (2,155)
=0,6*3+3,7=5,5
Нвс=(0,031*
Втрати напору в нагнітальному трубопроводі:
Нн=(), м (2,156)
де; lн – довжина нагнітального трубопроводу ,
lн=, м (2,158)
де; l1 – довжина труб у насосній камері, м
l2 – довжина труб у трубному ходці, м
l3 – довжина труб до перекачаного водозбірника, м
- сума коефіцієнтів місцевих опорів нагнітального трубопроводу
=, м (2,158)
=0,26+10+1,5+0,26+1,5+5+0,6=16,52 м;
lн=
Нн=(0,032
Сумарні втрати напору в трубопроводі:
Н=Нн+Нвс ,м (2,159)
Н=33,56+0,79=34,35 м
Гідравлічний опір трубопроводу:
а=, год2/м5, (2,160)
а=2/м5
Рівняння напірної характеристики трубопроводу:
Н=Нг+аQ2 ,м (2,161)
Н=1103+0,000382*Q2
Параметри робочого режиму насосу визначаємо графічним шляхом. Для цього змінюючи значення Q рівнянні напірної характеристики трубопроводу, визначаємо напір насосу Н. Результати розрахунків зводимо до таблиці 2.19
Таблиця 2.19 – Результати розрахунку
|
Q, м3/год
|
0
|
75
|
150
|
225
|
300
|
375
|
|
Н , м
|
1103
|
1105,1
|
1111,6
|
1122,3
|
1137,4
|
1156,7
|
Побудуємо характеристику трубопроводу на індивідуальній характеристиці насосу, малюнок 2,19
З побудови приймаємо параметри робочого режиму насосу :
Qр=380 м3/год
Нр=1160 м
=0,77
Малюнок 2,19 – Визначення параметрів робочого режиму насоса
Перевіру на відсутність кавітації не виконуємо тому що насос працює з допоміжним насосом ВП – 340 Н=19м Q=340 м3/год
Необхідна потужність електродвигуна насосу:
N= кВт (2,163)
N=
Приймаємо електродвигун:
ВАО 800
Nзв=2000 кВт
n=3000 об/хв
=0,954
Коефіцієнт запасу потужності двигуна визначається
Кд= (2,164)
Кд=
Умова виконується
Час відкачки нормального і максимального добового припливу.
tн= (2,165)
tм=
Приймаємо 3 насоси і 2 трубопроводи, через те що tм <20 год
Визначимо річні витрати електроенергії на водовідлив:
Егод=(305*tн+60*tм), кВт*год (2,167)
Егод= кВт
Річний приплив води;
Qгод=305Qн+60Qм, м3/рік (2,168)
Qгод=305*2760+60*3240=1036200 м3/рік
Питомі витрати електроенергії на 1м3 відкачаной води:
еуд== кВт*год/м3 (2,169)
Приймаємо апаратуру автоматизації водовідливу УАВ
2.7.2 Головна підіймальна установка
На шахті доставляння вугілля конвеєризоване, тому підіймальні установки використовуються у допоміжних цілях.
БМ 2500-3шт, встановлені для обслуговання людських і допоміжних похилих стволів і похилів, довжиною до 1,2 км. Оснащені електродвигунами потужністю 400 кВт. Діаметр каната 28,0-30,5мм. Відкотні посудини – людські вагонетки ВНЛ – 10 по 3шт і шахтні вагонетки ВГ-1,6. Швидкість до 3 м/с.
ЦЗ*2,2 АР – обслуговання людських похилів пласта h7 оснащені електродвигунами потужністю 315 кВт на електро напругу 6000 В.Кант діаметром 28 мм, довжиною 860м. Вагонетки ВЛН – 10. Швидкість 4,6 м/с.
Ц2*1,5 – на грузовому похилі для відкочування вантажів і перевезення людей. Електродвигун потужністю 160 кВт на електро напругу 660 В. Канат діаметром 25,5 мм, довжиною 660 м. Посудини ВЛН1-10 – 2шт,ВГ-1,6. Швидкість 2,6 м/с.
2Ц3,5*1,7А – для обслуговання головного похилого ствола шахти, довжиною 1080 м. Електродвигун пружністю 400 кВт на електро напругу 6000 В. Канат діаметром 30,5 мм. Посудини ВГ-1,6, швидкість пересування 3,5 м/с.
МПУ6,3*3,15 – поверхнева вантажно людська машина для обслуговання вертикального клітьового ствола. Електродвигун потужністю 630 кВт на електро напругу 6000В. Канат діаметром 45,5 мм довжиною 1300м. Кліті КНВ 5,4.
Ц 1*2,5*2-20 – для виконання допоміжних операцій по обслугованню конвеєрного похилого ствола шахти. Електродвигун потужністю 320 кВт, на електро напругу 6000 В. Канат діаметром 25,5 мм, довжиною 1364м.
Ц 1,6*1,2 – 2шт, на поверхні біля вертикального ствола і для обслугованя породного ствола. Електродвигун потужністю відповідно 160 кВт і 90 кВт на електро напругу 380 В.
2.8 Технологічний комплекс поверхні шахти
У відповідності зі способом розкриття шахтного поля на шахті прийнятий типовий технологічний комплекс шахти, що представлений на рисунку, він містить у собі:
1 – блок головного стволу;
2 – блок допоміжного стволу;
3 – адміністративно-побутовий комбінат;
4.-.будинок вентиляторів;
5.-.резервуар і насосна станція;
6 – підстанція;
7 – резервуар технічної води;
8 – кранова естакада;
9 – огорожа;
10 – склад матеріалів;
11 – стоянка транспорту;
12 – огородження і залізобетонних секція;
13 – ремонтно-механічні майстерні
Видача вугілля з шахти виробляється в прийомну лійку, відкіля через клапан з електродвигуном направляється в один по двох прийомних бункерів ємністю 90 т
Далі вугілля стрічковим конвеєром відправляється на пункт первинної обробки гірничої маси, що містить у собі наступні операції: попереднє просівання, витяг сторонніх предметів, вибірку породи (великих шматків), дроблення негабаритів Далі вугілля конвеєром доставляється на навантаження в залізничні вагони. Бункерне навантаження вугілля в залізничні вагони здійснюється безпосередньо через випускні отвори осередків навантажувального бункера.
Для прийому і спуску в шахту допоміжних матеріалів, спуска-підйому людей у шахту в надшахтному будинку обладнані прийомні площадки.
Видача породи по шахти здійснюється по похилому стовбурі стрічковим конвеєром. На поверхні порода надходить у прийомний бункер ємністю 100 т. З бункера порода видається двома живильниками. З одного живильника порода направляється по стрічковому конвеєрі у відвал, Другим живильником порода по жолобі завантажується в автосамозвали для вивозу за межі шахти. Тип породного відвала – плоский.
2.9 Охорона праці
2.9.1 Загальні положення і промсанітарія
Проектом передбачається використання комплексу способів та заходів щодо охорони праці на шахті «Суходольська-Східна».
Для захисту людей від капежу при посадці у кліті і виходу з них у сполученнях стволу й приствольних дворах передбачаються пристосування («козирки») для уловлювання і відводу води. Виробки по якій виробляється рух людей мають щільно перекриті канавки для стоку шахтних вод.
Комплексне знепилення на усіх виробничих процесах передбачається за допомогою так називаного «мокрого методу» з використанням протипожежної мережі шахти. Прийняті до відпрацьовування вугільні пласти є небезпечними по джерелах професійних захворювань. Усі гірничопрохідницькі вибої відносяться до силикозобезпечні.
Боротьба з пилом ведеться в 2-х напрямках:
- попередження пилевідтворювання;
- запобігання поширення пилу і боротьба з пилом безпосередньо у вогнища пилевідтворювання.
Застосовуються наступні заходи щодо знепилення:
- попереднє зволоження вугілля в масиві;
- збирання осілої пилу в гірничих виробках;
- побілка виробок;
- знепилення при роботі виїмкових механізмів в очисних і підготовчих вибоях;
- зрошення на навантажувальних пунктах;
- буріння свердловини з промиванням;
- збирання осілого пилу в гірничих виробках, побілка виробки.
Для визначення запиленності повітря застосовується пиломір ДПВ-1. Робітники очисних і підготовчих вибоїв забезпечується протизнепилюваними респіраторами.
Протипожежний захист ПКД передбачає його кріплення з негорючих матеріалів (бетон, залізобетон) і застосування залізобетонних шпал. Також по виробках приствольного двору проходить пожежо-зрошувальний трубопровід по кранами, стволами і рукавами. Кріплення стовбурів також зроблено з бетону (залізобетонних тюбінгів), арміровка стволу металева. По будинках поверхово комплексу проведена протипожежна система (трубопровід), постійно з водою і під тиском.
Крім того, у будинках розташовані первинні засоби пожежегасіння (вогнегасники).
Головні вентиляторні установки обладнаються реверсивними пристроями, що дозволяють робити не більш ніж за 10 хв. зміни напряму руху вентиляційного струменю; кількість повітря повинна складати в реверсивному режимі не менш 60% від кількості повітря, що проходить у нормальному режимі.
2.9.2 Промсанітарія та гігієна
Адміністративно-побутовий комбінат розташовується поблизу надшахтного будинку і з'єднаний з ним критим утепленим перекриттям. Прогрів води для душової виробляється в бойлерній. Крани, що регулюють подачу холодної і гарячої води мають різне фарбування. Робітники й ІТП забезпечуються милом і тапочками. На шахті мається прання і сушіння. Під землею в ПКД обладнаний медпункт, а на поверхні здравпункт. Робітники та службовці один раз у рік проходять медогляд з обов'язковою флюорографією. На поверхні шахти мається їдальня. Крім того, на території шахти ростуть дерева, дороги заасфальтовані.
Системи опалення і вентиляції, які принімаються у комплексі з технологічними , об'ємно планувальними і конструктивними рішеннями будов і споруд повинні забезпечувати норми метереологічних умов і чистоти повітря у робочий зоні виробничих приміщень.
Для проведення первинної медичної допомоги усі підземні робітники забеспечуються спеціальними перев’язочними пакетами, особи технічного нагляду та бригадири двома такими пакетами.
У приствольних дворах та навантажувальних пунктах розташовуються аптечки первинної допомоги та носилки полозкового типу з твердим ложем, які дозволяють транспортувати людей що постраждали , безпосередньо на поверхню. Для перевозу хворих або травмованих робітників на кожному горизонті передбачається наявність санітарної вагонетки.
Для індивідуального захисту кожний підземний робітник забезпечується каскою, саморятівником, спецодежою і рукавицями, а робітники які роблять у запилених місцях – протипилевими респираторами.
У цілях запобігання застудних захворювань у зимний час передбачається підігрів повітря , яке постпає у шахту за допомогою калориферних установ.
Адміністративний побутовий комбінат розташовується поблизу з надшахтними будівлями і з’єднується з ним критим утіпленим переходом.
Підігрів води для бань здійснюється за допомогою бойлерних установ.
2.9.3 План ліквідації аварії
Основні заходи щодо порятунку людей, ліквідації і попередженню розвитку аварій:
- негайний виклик обслуговуючого шахту взводу ВГСС;
- приймається аварійний вентиляційний режим;
- при пожежі в тупиковому виробленні потрібно зберегти вентиляційний режим;
- ужити заходів по оповіщенню і висновку людей;
- всі обличчя, що працюють у шахті повинні бути сповіщені про аварію, що виникла. У першу чергу оповіщаються люди аварійної ділянки. При місцевих аваріях вихід людей здійснюється тільки з небезпечних ділянок.
Для прискорення евакуації людей з аварійної ділянки потрібно використовувати усі види транспорту, що доставляють людей до місць роботи. Цей же транспорт використовується і для пересування ВГСС і членів ВГК до місця аварії;
- вжити заходи по ліквідації аварії в початковій стадії: забезпечення подачі води до місця пожежі; використовувати стаціонарні протипожежні пристрої на шляху поширення пожежі, підготувати транспортні засоби шахти для доставки до місця аварії протипожежної техніки: доставити протипожежний потяг до місця аварії, відділення ВГСС направити на порятунок людей і ліквідацію аварії;
- дати завдання членам ВГК сусідніх ділянок;
члени ВГК направляються до устя виробки, час їхнього перебування – 30 хв.
План ліквідації аварії (пожежа) розроблений для сполучення конвеєрного похила з ярусним конвеєрним штреком по пл. по квершлагу №1, польовому конвеєрному штреку пл. і3 .
Таблиця 2.19 – Оперативна частина плану ліквідації аварії
|
№
|
Заходи щодо порятунку людей і ліквідації аварії
|
Відповідальний за виконання заходів Виконавці
|
Шляхи виходу людей
|
Шляхи руху відділення ВГСЧ і завдання
|
|
1
|
Викликати 1-й взвод ВГРО
Забезпечити при-буття на шахту
3-х відділень ВГРЧ, автомобілів з технікою гасіння пожежі водою і піною
|
Гірничий майстер
Телефоністка
Командир взводу
Черговий у телефону
ВГРЧ
|
Люди, що працюють у прохідницьких вибоях і лавах, що знаходяться у пожежному струмені при виявленні диму повинні негайно включитися в саморятів-ник і рухатися по ходу вентиляційного струменю до найближчих виробок з свіжим струменем повітря, до запасних виходів. Тобто прохідники повинні включитися в само рятівники і вихо-дити із вибою. конвеєрного штреку, що проводиться на свіжий струмінь вантажного хідника пл по квершлагу №1, польовому конвеєрному штреку пл. і3. Люди що працюють у лаві і на прилеглих конвеєрному і вентиляційному штреках включившись в саморятівники рухаються проти ходу руху вентиляційного струменя. Вийшовши на конвеєрний штрек і разом з прохідниками рухаються після нього по квершлагу до допоміжного стволу.
|
1-е відділення ВГРЧ рухається від вертикального стовбура по квершлагу №1, польовому конвеєрному штреку пл. і3. потім по панельному конвеєрному похилу до місця пожежі для порятунку людей.
2-е відділення ВГРЧ рухається від вертикального стовбура по квершлагу №2, польовому конвеєрному штреку пл. і3 потім по вент похилу №1 на ярусний конвеєрний штрек і по ньому слідують до місця пожежі на сполучення конв. похилу з конв. штреком для ліквідації пожежі.
3-е відділення ВГРЧ поступає у розпорядження відповідального керівника робіт з ліквідації аварії з порятунку людей, надання першої медичної допомоги потерпілим у залежності від обставин.
|
|
2
|
Забезпечити реверс вентиля-тора головного провітрювання
|
Головний механік
Гірничий диспетчер
Черговий слюсар ЕМО
|
|
|
|
3
|
Відключити елек-троенергію на крилі шахти
|
Головний енергетик
Черговий поверхн.під-
станції
|
|
|
|
4
|
Сповістити про аварію системою
ІГАС -3 і телефо-нами вивести усіх людей із шахти
|
Головний диспетчер
Змінні ІТП, члени ВГР
|
|
|
|
5
|
Направити членів ВГК до місця аварії
|
Гірничий диспетчер
Начальник ВГР
|
|
|
|
6
|
Забезпечити пода-чу води по кон-веєрному штреку і вентиляційному похилу на аварій-ну ділянку
|
Головний механік
Черговий слюсар
|
|
|
|
7
|
Викликати машини "швидкої допомоги" і реанімаційні машини для надання меди-чної допомоги постраждалим шахтарям
|
Гірничий диспетчер
Телефоністка
|
|
|
2.10 Охорона навколишнього середовища
2.10.1 Охорона атмосфери
Шахта «Суходольська-Східна» розташована поблизу міста Краснодон і викиди шкідливих речовин загрожують життєдіяльності перш за все цих міст. На шахті зареєстровано 32 джерела викидів шкідливих речовин. Основними шкідливими речовинами є оксид вуглицю, діоксид азоту, зола, зварювальний аерозоль, діоксид марганцю, ангідрид сірчастий. З аналізу шахтних даний екологічної служби шахти надходить, що найбільше забруднення атмосфери виникає з джерел: труба котельної шахти, труба кузні, пост зврювання, відвал, що горить. Характеристика викидів щодо кожного джерела наведена у табл. 2.20 2.21.
Таблиця 2.20 – Характеристика викидів шкідливих газообразних речовин в атмосферу
|
Шкідливі речовини
|
Труба котельні
г/с
|
Труба кузні
г/с
|
Пост зварювання
г/с
|
|
Діоксид азоту (NO2)
|
1,718371
|
0,003800
|
0,000648
|
|
Оксид вуглецю (Co)
|
14,352390
|
0,609610
|
0,000833
|
|
Ангідрид сірчастий (SO2)
|
15,472600
|
0,066176
|
-
|
|
Зола
|
5,125697
|
0,025320
|
-
|
|
Діоксид марганцю(MgO2)
|
-
|
-
|
0,000250
|
|
Зварювальний аерозоль
|
-
|
-
|
0,002921
|
Таблиця 2.21 – Характеристика джерел викидів пилу в атмосферу
|
Джерела
|
Кількість
|
|
|
г/с
|
т/рік
|
|
Котельня
|
4,3
|
135,6
|
|
Перевантаження
вугілля у вагони
|
0,12
|
3,78
|
|
Перевантаження
породи у вагонетки
|
0,00045
|
0,0142
|
|
Вентилятор головного
провітрювання
|
0,032
|
1,009
|
|
Діючий відвал
|
0,050
|
1,577
|
|
Відвал ,що горить
|
0,045
|
1,419
|
З наведених даних щодо викидів пилу виходить, що забруднення атмосфери відбувається суттєво, тому технологічний процес вуглевидобутку треба доповнювати сучасними заходами щодо знепилення.
Заходи щодо зниження викидів пилу можливо розробляти у 2-х напрямках:
- попередження пилевідтворювання;
- запобігання поширення пилу і боротьба з пилом безпосередньо у джерела пилевиідтворювання.
Щодо зниження викидів пилу вентиляційною установкою на шахті застосовуються наступні заходи
- попереднє зволоження вугілля в масиві;
- збирання осілої пилу в гірничих виробках;
- побілка виробок;
- знепилення при роботі виїмкових механізмів в очисних і підготовчих вибоях;
- зрошення на навантажувальних пунктах;
- буріння свердловини з промиванням;
- збирання осілого пилу в гірничих виробках, побілка виробок.
Як виходить з табл. 2.21 найбільш пилу утворюється у час навантаження вугілля у залізничні вагони. Для зниження викидів пилу у цьомй місці проектом передбачається обладнання спеціальних ізольованих від атмосфери навантажувальних пунктів з внутрішньою системою знепилення.
Розрахунок концентрацій викиду шкідливих речовин у атмосферу екологічною службою шахти на дійсний час показує, що ці викиди у наслід застосованих заходів менш норм ПДК і тому є безпечними.
Для зниження викидів з породних відвалів необхідні заходи щодо запобігання самозаймання породи у відвалах - необхідно регулярно здійснювати контроль за температурою порід у відвалі. Крім того, забороняється складування в породні відвали неостиглої золи казанових установок, а також легкозаймистих матеріалів.
2.10.2 Охорона гідросфери
Обсяг відкачуваної води з шахти коливається за часом року. У час підвищений атмосферних опадів він дорівнює біля 380 м3/г , а далі обсяг складає 325 м3/г .
Охорона поверхневих і підземних вод передбачає очищення, виробничих, дощових і шахтних вод до необхідних норм відповідно до «Правил охорони поверхневих вод від забруднення стічними водами» використовувати їх на технічні нестатки з метою економії витрати води.
Очисні спорудження повинні бути споруджені за рекомендацією інституту ДонВУГИ за технологією очищення шахтних вод.
Продуктивність станції очищення шахтних вод прийняти 1850 м3 з обліком рівномірної цілодобової роботи станції.
Для згладжування нерівномірності надходження шахтних вод і їхньої подачі на станцію очищення передбачені резервуари - регулюючі ємності прийому шахтних вод.
Глибоке очищення досягається в двох стадій, шляхом відстоювання і фільтрування з реагентною обробкою. Подавані на очищення шахтні води надходять у змішувач. Перед змішувачем передбачена подача коагулянт-сірчанокислого алюмінію в кількості 40 мг/л. перед відстійником подається коагулянт-поліахримид у кількості 0,6 мг/л. Зі змішувана вода розподіляється по секціях похилого відстійника з сполученою камерою щодо відтворювання пластівців.
Очищення води в похилих відстійниках передбачено по змісту зважених речовин до 30 мг/л. Прояснена вода з відстійника надходить на відкриті швидкі фільтри, прийняті по т.п.901-3-108. Очищення води на фільтрах по змісту механічних домішок передбачено до 2,0 мг/л. Промивання фільтрів передбачено з резервуара чистої води власними насосами. Вода після промивання фільтрів надходить у резервуар промислових вод відкіля насосами перекачується в голову процесу (у регулюючий резервуар). Згущення й ущільнення осаду прийняте в похилих відстійниках Осад з відстійників надходить у грязьовий резервуар, відкіля насосами перекачується в існуючий пруд-ілонаповнювач. Знезараження води виробляється рідким хлором. Контакт по водою виробляється в резервуарі чистої води. Дренажні води станції збираються в прийомнику і перекачуються в голову процесу для очищення.
З метою економії питної води у технічних цілях, передбачено використання очищеної і знезараженої шахтної води в кількості 265,2 м3/сут. чи 18 м3/годину для підживлення котельних і оборотного водопостачання у шахти для зрошування та протипожежних заходів. Для цього передбачена додаткова обробка очищеної шахтної води її знезалізування і знесолення. Установка по знезалізуванню і знесоленню зблокирувана зі станцією очищення шахтної води. Очищена шахтна вода забирається насосами з резервуара чистої води і подається в змішувач і далі на напірні фільтри. Перед змішувачем для окислювання заліза у воду подається повітря. Подача повітря в змішувач виробляється з воздухозабірника, куди повітря нагнітається компресором.
Після фільтрів вода під залишковим напором подається на электродиалізацію опріснювальною установкою для знесолення. Знесолена вода по солевмістом 1 г/л збирається в резервуарі, відкіля забираєтся насосами і подається в котельню.
Таблиця 2.22 Якісна характеристика складу води
|
Показники
|
Концентрація забруднюючих речовин,
мг/л
|
|
|
до очистки
|
після очистки
|
допустима
|
|
Зважені речовини
|
32
|
2,2
|
10,0
|
|
Мінералізація
|
2340
|
110
|
1089,0
|
|
Хлориди
|
85
|
30,2
|
295,0
|
|
Сульфати
|
1090
|
85,0
|
315,0
|
|
Нітрити
|
0,05
|
0,04
|
0,07
|
|
Нітрати
|
2,2
|
1,9
|
34,0
|
|
Нафтопродукти
|
0,03
|
0,02
|
0,05
|
|
Залізо
|
0,25
|
0,07
|
0,09
|
|
БПК
|
6,4
|
1,1
|
2,24
|
|
ХПК
|
9,0
|
4,5
|
15,0
|
Ефективність за даними екологічної служби шахти відповідає вимогам до сточних вод. Додаткові показники очищених вод наслідні:
- розчинений кисень не менше ніж 4 мг/л ;
- плаваючі домішки відсутні;
- прозорість більш ніж 10 см;
- рН = 6,5-8,5.
Очищенню підлягають усі сточні води шахти. Після очищення не потрібну для технічного використання води скидаються до водовідводу і далі струмками до річки Міус.
2.10.3 Охорона літосфери
Виробнича площа ш. «Суходольська-Східна» має два породних відвали один з них діючий.
Не діючий відвал має площу 186000 м2, висоту 40,0 м, об’єм відвалу складає 2455200 м3, кількість породи у відвалі 4664880 т.
Діючий відвал має площу 75045 м2, висоту 22,0 м, об’єм відвалу складає 544826,7 м3, кількість породи у відвалі 1035170,73 т.
Нарощування породного відвалу складає з обсягу проведення гірничих виробок – 8078,4 м3/рік, 22256,0 т/рік.
Для охорони літосфери у проекті передбачається розробка усіх породних відвалів по методиці ВНДІОСвугілля.
Породи з відвалів передбачається використовувати у якості вихідної сировини у виробництві будівельних матеріалів (шлакоблоку, цементу), у якості баласту при будівництві автомобільних доріг, для вирівнювання рельєфу будівельних майданів.
Для звільнення займаної площі під породні відвали їх скорочення повинно бути більшим ніж поповнення. Для реального проектування (10-15 років)- необхідні наступні обсяги використання породних відвалів – біля 642000 т/рік. Відходячи з цих об’ємів скорочення породних відвалів буде складати 619744,0т на рік. Повне звільнення площі виробничого майдану шахти відбудеться за 9,2 років.
Після звільнення площі від відвалів проводиться рекультивація земель шляхом впровадження гірничо-технологічних та аграрно-біолгічних заходів.
Технічні рекультивації земель передбачають напрямок застосування рекультованих земель і технологію виробництва рекультиваційних робіт; визначають спеціальні заходи, календарний план їхнього проведення, вартість і ефективність.
Охорона надр здійснюється шляхом зниження утрат вугілля, для чого передбачаються способи підготовки шахтного поля і система розробки, що забезпечують безціликову охорону підготовчих виробок, зменшення відсотка втрат в очисних вибоях і селективній виїмці вугілля в підготовчих вибоях.
2.11 Цивільна оборона
Цивільна оборона передбачає розробку плану підготовки населення до сприйняття надзвичайної ситуації, який складає з наступного.
- Підготовка підприємства до роботи у надзвичайній ситуації:
- розробку плану ліквідації аварії відповідно до вимог;
- підготовка необхідних матеріалів (піску, вогнегасників, місткостей з водою та іншого) ;
- ознайомлення з планом ліквідації НС підпис усіх робітників шахти;
- проведення навчання по шахті щодо ліквідації наслідків НС;
- вилучення та профілактика НС.
- Управління підприємством у час НС: головою управління є директор шахти; на місті виникнення НС до прибуття взводу ВГРО відповідальним є УТР ділянки; управління ліквідацією НС с поверхні веде гірничий диспетчер за наказом та під контролем голови правління.
- Усі працівники шахти повинні твердо знати правила поведінки у аварійних обставинах, місці де розташовані засоби проти аварійного захисту і самопорятунку і вміти користуватися ними. Для підвищення безпеки робітників застосовуються наступні засоби індивідуального і групового захисту: шахтні ізолюючі само рятувальники; індивідуальні відводи стиснутого повітря; пересувні рятувальні пункти і переносні рятувальні апарати. Пласти що розробляються на шахті, не схильні до самозаймання, тому спеціальних заходів щодо попередження самозаймання не передбачається. Засоби протипожежного захисту: система гасіння пожеж на стрічкових конвеєрах за допомогою автоматичних установок УПШ-250, порошкові вогнегасники ОПШ-20А. Для гасіння розвинених пожеж повинно здійснювати дистанційну подачу порошку до важкодоступних вогнищ і локалізацію горіння за допомогою установки УПШ-500. Для протипожежного захисту надшахтних будівель і стволів, приствольного двору прийняті порошкові установки ППУ. На діючому відкатно му горизонті обладнані спеціальні камери склади і депо протипожежного потягу. Конвеєрні стрічки, вентиляційні труби приймаємо з негорючих важкозапалюваних матеріалів. Зберігання змащувальних матеріалів передбачаємо у закритих судинах. Подачу води у шахту передбачаємо по двом магістральним трубопроводам, один з яких робочий прокладений по допоміжному стволу, а другий, резервний, - по скиповому.
- Заходи по забезпеченню стійкої роботи підприємства у НС:
- локалізація ділянки з НС;
- зміна схеми провітрювання та енергопостачання.
План ліквідації надзвичайних ситуацій складається відповідно до вимог ПБ і "Інструкції до складання планів ліквідації надзвичайних ситуацій".
- Перша допомога травмованим людей унаслідок руйнування споруд на поверхні шахти та під землею у випадку пожежі або вибуху. Проведення навчання населення щодо здійснення першої допомоги травмованим.
Форму оперативної частини плану ліквідації НС наведено у табл. 2.24.
З ОСНОВНА ЧАСТИНА ПРОЕКТУ
Вибір раціональної схеми ведення очисних робіт по пласту l13, та
обґрунтування її параметрів
Стовпова система застосовується при будь-яких кутах падіння пластів. Вона дає найбільш високі показники на пластах середньої потужності і хороші показники при розробці тонких пластів потужністю 0,8-їм і більш. При меншій потужності пласта підготовчі вироблення проводять з підриванням бічних порід, що збільшує вартість проведення вироблень. Тому вигідніше застосувати суцільну систему розробки. На пластах потужністю більше 2 м виникає небезпека обвалу вугільного забою, що може привести до нещасних випадків. При потужності пласта більше 3,5 м скрутна робота поблизу забою, особливо при м'якому вугіллі; При такій потужності цілесообразні переходити на шарову систему розробки. Стовпи вугілля можуть бути розташовані довгою стороною по лінії простягання пласта. У такому разі система розробки називається довгими стовпами по простяганню.
Стовпи можуть матися в своєму розпорядженні довгою стороною по лінії падіння, іікщо стовп вугілля розташований вищим за штрек (по повстанню від штреку), по якому транспортують вугілля з даного стовпа, то система називається довгими стовпами по повстанню. Рідше застосовують систему з розташуванням стовпа нижче за від катувальний штрек (по падінню); у такому разі система розробки називається довгими стовпами по падінню.
Стовпи можуть мати і невеликі розміри - 20-30 м. При таких розмірах стовпів систему називають короткі стовпи.
Стовпи можуть бути розташовані під кутом до лінії простягання і падіння (діагонально). Вони називаються діагональними стовпами.
Стовпова система розробки поверх лави. При діленні шахтного поля на
поверхи довгі стовпи по простяганню можна застосувати для відробітку всього поверху однією лавою. Цей різновид стовпової системи називається лавою-поверхом. 1-й поверх такої системи вироблений, в 2-м ведуться очисні роботи, а в 3-м проводяться підготовчі вироблення. У кожному поверсі штреки 1 і 2 доводять до меж шахтного поля. Для провітрювання штреки сполучають печами 3. По межі шахтного поля проводять розрізну піч 4, і з неї починають очисну виїмку (поверх лави). До моменту закінчення відробітку верхнього поверху в нижньому поверсі повинне бути закінчене проведення розрізної печі 4. Замість лави, що вийшла з роботи, у верхньому поверсі вводиться в роботу така ж лава в нижньому поверсі. Довжина лави до 400 м. При цій системі розробки виходять менші витрати по проведенню і підтримці вироблень і по транспорту до поверхового штреку. Ця система дає можливість одержати високу продуктивність праці, низьку собівартість вугілля в порівнянні з іншими системами.
Недолік системи: необхідність витрачати великі засоби на підготовку поверху. Для нової шахти небажана втрата часу на проведення штреків до меж шахтного поля. При високій газоносності і великому посуванні забою виникають утруднення з провітрюванням.
Система розробки довгими стовпами по простяганню з діленням поверху на під поверхи. Якщо система розробки поверх лави не може бути застосований, поверх ділять на під поверхи. Підповерхом називається частина поверху, що обслуговується окремим транспортним штреком. При діленні поверху на під поверхи поверх ділять по простяганню на виємочниє, поля. Для кожного виємочного поля проводять поверховий бремсберг. Поверховий бремсберг, що розташовується в межах поверху, служить для транспортування вугілля з під поверхових штреків на поверховий штрек. Бремсберги, що проводяться попереду лави у міру посування робіт до межі, називаються передніми, а що залишаються позаду - задніми. У кожному виємочном полі виїмка стовпів
може проводитися на задній бремсберг, або на передній бремсберг, або на задній і передній бремсберги одночасно (двосторонній відробіток).
Система розробки довгими стовпами по простяганню з виїмкою стовпів на задній бремсберг. Загальне посування робіт в поверсі - зліва направо і від стовбура до меж шахтного поля. Спочатку проводять поверховий від катувальний штрек і просік, який служить для провітрювання. У кожному виємочном полі, в даний момент в крайньому справа, проведення підготовчих вироблень починають з бремсберга і ходка при ньому.
В даному випадку мається на увазі пласт, який за умовами провітрювання не можна розробляти системою поверх лави. Із-за великої газоносності поверх передбачається провітрювати трьома окремими вентиляційними струменями.
Коли бремсберг і ходок при ньому будуть пройдені, починають проводити під поверхові штреки. В середньому бремсберговом поле бремсберг і ходок вже пройдені і в даний момент проводять під поверхові штреки. Для кожного під поверху проводять конвеєрний і вентиляційний під поверхові штреки. В першу чергу починають проводити верхній під поверховий штрек і одночасно з ним вентиляційний штрек для нижнього під поверху. Пізніше починають під поверхові штреки. Для провітрювання після відновлення поверхового штреку проводять вентиляційний штрек. Штрек, який раніше був від катувальним штреком верхнього поверху, стає поверховим вентиляційним штреком нижнього поверху. Для вентиляції довколишні штреки сполучають печами.
Коли під поверховий штрек буде пройдений до межі виємочного поля, по цій межі проводять розрізну піч. Цим закінчується підготовка стовпа до очисних робіт. Очисні роботи починають з розрізної печі. В середньому виємочном полі стовп верхнього під поверху підготовлений для очисних робіт. Стовп готують на 1-2 місяці раніше почала очисних робіт. У крайньому зліва виємочном полі своєчасно були проведені підготовчі вироблення, і в даний момент проводяться очисні роботи, тобто виїмка стовпів. Очисні роботи
починають" в кожному виємочном полі у верхньому стовпі. Коли у верхньому стовпі лава просунеться на 10-20 м, в роботу вводять стовп другого зверху під поверху, а потім і наступного. У кожному під поверсі до початку очисних робіт треба пройти розрізну піч. Верхні забої ведуть з випередженням нижніх на 10-20м.
Коли лава у верхньому підповерхі наблизиться до людського ходку на відстань 10-15 м (лінія показана пунктиром), її зупиняють, щоб не підробити ходок, що викликало б його руйнування. У наступному виємочном полі замість зупиненої лави в тому ж під поверсі нарізує таку ж лаву. Через деякий час очисні роботи починають в наступному по падінню під поверсі. Після того, як очисні роботи закінчаться в самому нижньому під поверсі, біля бремсберга і ходка залишаються цілики вугілля, які можна відпрацьовувати. Поки очисні роботи проводитимуться в крайньому зліва виємочном полі і потім в середньому, в крайньому справа буде закінчене проведення бремсберга з швидкому і під поверхових штреків. У кожному виємочном полі проводять бремсберг з швидкому, під поверхові штреки, ведуть очисні роботи і погашають целіки. Довжина кожної лави в під поверсі 100-150 м. Відстань між бремсбергами 300-500 м. Розміри цілики біля бремсберга і ходка 10-15 м.
Виїмку вугілля в лавах проводять залежно від вживаної механізації: врубовими машинами, комбайнами, стругами і агрегатами. Уздовж забою вугілля транспортують конвеєром до нижнього під поверхового штреку, па під поверховому штреку і далі по бремсбергу також конвеєрами. На поверховому штреку вугілля вантажать у вагонетки і відправляють до стовбура.
Вентиляційний струмінь проходить шлях, показаний стрілками. У місцях перетину свіжих і відпрацьованих вентиляційних струменів влаштовують кросинги. Ця система застосовується для розробки пластів з високою газоносністю. Недоліком системи є те, що для очисних забоїв і для проведення під поверхових штреків треба підтримувати два бремсберги.
Обидва бремсберги розташовуються поблизу вироблених просторів, в яких відбувається осідання порід, і це викликає підвищений тиск на креп бремсберга. Це особливо позначається при розробці м'якого самозаймистого вугілля. Пожежа може виникнути в целіку біля бремсберга з боку виробленого простору.
Щоб уникнути цих недоліків, виїмку стовпів ведуть на передній бремсберг. При цьому очисні і підготовчі забої рухаються в одному напрямі - до межі шахтного поля.
При виїмці стовпів на передній бремсберг в крилі шахтного поля знаходиться в роботі на один бремсберг менше, ніж в попередньому варіанті системи. Бремсберг віддалений від очисних забоїв на більшу відстань, що сприятливо позначається на його стійкості.
Недолік виїмки стовпів на передній бремсберг: вугілля доводиться транспортувати до межі шахтного поля, а затемна поверховому від кату вальному штреку - у зворотному напрямі. Це приводить до перепробігу вантажу і збільшення витрат на транспортування. Півповерхові штреки проводять з ухилом 0,004-0,005 у бік лав. Якщо пласт обводнює, то вода проникатиме в прізаооиноє простір лав, що приведе до погіршення умов роботи.
У тих випадках, коли за умовами вентиляції можливо послідовне провітрювання декількох одночасно працюючих лав
згідно ПБ його може бути прийнято з дозволу головного інженера тресту (комбінату). У такому разі замість двох під поверхових штреків проводять один. Вентиляційний струмінь з нижньої лави направляють у верхню. При цьому одержують економію від проведень і підтримки під поверхових штреків.
Для збільшення фронту забоїв в крилі поверху очисні роботи можна вести
г»гтнпия^мг> •} прпу отг>г»ін иіп (лг\є'\лг6ірг\гя Кілгтянк між (^прмгРїєпгями к іікому
випадку повинна бути більше на 40%, чим при односторонніх бремсбергах. Бремсберг з двома ходками звичайно проводять посередині бремсбергового виємочного поля, як показано в крайньому справа бремсберговом полі.
Півповерхові штреки проводять одночасно в обидві сторони від бремсберга. Очисні забої починають, одночасно в одному і тому ж під поверсі з обох боків.
Система розробки може бути застосована на не газоносних або мало газоносних пластах. Перевага системи розробки: видобуток вугілля збільшується в два рази в порівнянні з системою розробки односторонніми бремсбергам; довжина шляху транспортування по під поверховому штреку в два рази менша. Найбільша довжина шляху транспортування по під поверховому штреку рівна половині відстані між бремсбергам, а при односторонніх бремсбергах - відстані між ними.
Недоліки системи розробки довгими стовпами по простяганню з двосторонніми бремсбергам: сильний тиск на бремсберг і ходки до кінця виїмки стовпів; великі в порівнянні з односторонніми бремсбергам втрати вугілля із-за розчавлювання целіків біля бремсберга і ходков, що збільшує небезпеку само загорання вугілля, що залишилося.
Довгі стовпи по простяганню застосовують також при розробці крутих і похилих пластів. При розробці цією системою крутих пластів відбите вугілля скачується вниз. Якщо виїмку вугілля ведуть в декількох пунктах під поверху, як це має місце при роботі з відбійними молотками, то забою надають стелевиступну форму. При стелевиступній формі вугілля з верхнього уступу скачується, не загрожуючи робочому нижнього уступу.
При стелевиступному забої виникають утруднення із-за доставки кріпильного лісу уздовж очисного забою. Розмір під поверхів по падінню на пластах середньої потужності 20-30 же. У під поверсі роблять прямолінійний забій, в якому виїмку вугілля ведуть вибуховими роботами. При цьому
виходить та ж схема, що і при пологих пластах. На крутих пластах замість бремсбергів проводять скати. В цьому випадку вугілля скачується вниз під дією власної ваги. Розмір виємочних полів по простяганню 50-100 м. Виїмка довгими стовпами по простяганню може проводитися як з обваленням, так і із закладкою.
Питання про розміри панелей розв'язується при виборі порядку відробітку шахтного поля. Як бремсбергових, так і ухильні панелі по лінії падіння ділять на яруси. Розмір ярусу по падінню встановлюється з обліком, щоб в ярусі можна було розташувати потрібне число забоїв і забезпечити необхідний видобуток вугілля в панелі. Система розробки довгими стовпами по простяганню в ухильній панелі. У ярусі розташовано чотири очисні забої.
Виїмка ярусів як в бремсбергових, так і в ухильних панелях проводиться в низхідному порядку. І ярус вироблений, виїмка стовпів проводиться в II ярусі, а в III - нарізка стовпів. Після закінчення виїмки стовпів в II ярусі виїмка їх починається в ПІ ярусі. Щоб своєчасно підготувати IV ярус, нижче III ярусу починається поглибила панельного ухилу я ходков при ньому. Уподовж по лавах здобуте вугілля транспортують до проміжного штреку. По проміжному штреку вугілля транспортують до панельного ухилу, по якому вугілля транспортують та головний відкатувальний штрек і далі до стовбура. Вище заголовний відкатувальний штрек розташовується вентиляційний штрек. Напрям вентиляційних струменів при центральному розташуванні стовбурів. У оремсбергової панелі роботи ведуть так само, як і в ухильній. Бремсберг до початку очисних робіт проводять на всю його довжину. У бремсбергових панелей головний відкатувальний штрек знаходиться внизу, а вентиляційний - вгорі Довгі стовпи по повстанню можуть бути підготовлені в межах всього поверху, в підповерсі і в ярусі панелі. Стовп може матися в своєму розпорядженні довгою стороною по лінії падіння пласта. Бремсберги з ходками і під поверхові штреки
проводять по тій же схемі, що і при довгих стовпах по простяганню.
Система розробки довгими стовпами по повстанню. Поверх, розбитий на два під поверхи. Загальний порядок виїмки стовпів - на передній бремсберг. Довгі стовпи по повстанню можуть бути нарізані при поверховій і панельній схемах підготовки довгих стовпів по простяганню. Розміри довгих стовпів по повстанню у напрямі лінії простягання коливаються в широких межах (від 10 до 100 м і більш). В даний час цю систему розробки випробовують при довжині стовпа до 1000 м по лінії падіння. Розмір стовпа вибирають залежно від умов залягання пласта і способу механізації. Виїмку стовпа починаю від розрізного просіка, пройденого у верхньому під поверсі. Забій посувається по лінії падіння.
На той час, коли виїмка стовпа закінчиться, в тому ж під поверсі повинен бути підготовлений новий стовп. У очисному забої можуть працювати ті ж машини, що і при розробці довгими стовпами по простяганню. Здобуте вугілля конвеєрами транспортують по лаві, печі, під поверховому штреку і поверховому бремсбергу на поверховий від катувальний штрек. Переваги цієї системи в порівнянні з системою розробки довгими стовпами по простяганню: при тріщинах в крівлі, направлених по падінню пласта, управляти крівлею легше. Можна збільшувати і зменшувати довжину лінії забою, не міняючи розмірів поверху й під поверху. Конвеєр в під поверховому штреку можна укорочувати, великими частинами, що позбавляє від необхідності мати перевантажувальний конвеєр.
Управляти щитовими крепямі легше, оскільки кут нахилу полегшує їх пересування.
Недоліки довгих стовпів по повстанню в порівнянні з довгими стовпами по простяганню наступні: більший об'єм нарізних робіт, важче провітрювати печі при їх проведенні.
У обводнюючих пластах при кутах падіння до 5° виїмку стовпів можна проводити по повстанню. В цьому випадку вугілля транспортують по печах на кепхній нттпек. Ппи такому веленні гіпських побіт вола йле із забою у
вироблений простір.
При системі розробки корогкими стовпами довгі стовпи по простяганню додатково розрізають печами і просіками. Довжина стовбурів 10-20 м в обидва напрями. Для успішного застосування цієї системи необхідні відповідні умови і спеціальний тип механізації. Система широко застосовується в США при розробці горизонтальних пластів. Для нарізки печей я просеков і для транспортування використовують самохідні машини на пневматичному ході. Виїмку стовпів ведуть так, щоб лінія обвалення розташовувалася діагонально. Це полегшує управління крівлею і дає можливість для кожного короткого стовпа в період виїмки його мати окрему транспортну піч.
Система розробки дозволяє вести роботу з мінімальним оголенням крівлі, що полегшує управління обваленням.
Суцільні системи розробки застосовуються при потужності пластів менше 0,7-0,8 м. При такій потужності кут падіння пласта може бути будь-яким. Якщо пласти залягають полого або похило, то застосовують прямолінійні забої. Форма забою при крутих пластах залежить від типу механізації. При виїмці крутого пласта відбійними молотками забою надають стелевиступну форму. При виїмці крутих пластів моїугніми машинами, що пересуваються по всьому забою, застосовують прямолінійні забої, як і на пологих пластах.
Забій при суцільній системі може посуватися по лінії простягання або падіння. Це дає підставу для ділення систем на суцільні по простяганню і по повстанню. Термін по повстанню застосовують для уточнення напряму посування забою вгору. Якщо виїмка вугілля в поверсі ведеться однією лавою, то система називається поверх лави, як і при стовповій системі.
Розробка суцільними системами може проводитися при діленні шахтного поля, як на поверхи, так і на панелі.
При цій системі розробки в крилі поверху є всього один очисний забій -лава. Поверхові штреки проводять від капітального бремсберга або
капітального ухилу, для захисту яких від шкідливого впливу підробки при
них залишають целіки розміром 30-40 м по простяганню.
Штрек можна проводити вузьким забоєм або з розкосиною. По верхній межі
поверху проводять поверховий вентиляційний штрек. Якщо
више поверху, шо готується, знаходиться відпрацьований поверх, то його від
катувальний штрек стає вентиляційним для нижнього поверху. По всьому
поверху проводять розрізну піч і з неї починають очисні роботи, причому
очисний забій переміщатиметься по простяганню до межі шахтного поля.
Щоб оберегти поверховий від катувальний штрек від обвалень, над ним залишають целіки вугілля розміром по падінню 15-20 мл по простяганню 20-30м або зводять бутову смугу з породи, що одержується від підривання бутового штреку. Розмір бутової смуги по падінню 10-12 м. Вона повинна бути ретельно викладена. Під вентиляційним штреком залишають целіки вугілля розміром 12-15 м по падінню і 15-20 м по простяганню або зводять бутову смугу з породи, що одержується від підривання цього штреку. Ширина бутової смути повинна бути не менше 10-12 м. Виїмку вугілля проводять є застосуванням комбайнів або врубових машин, з подальшим відбоєм вибуховими роботами. Вугілля з очисного забою до поверхового - від катувального штреку транспортують скребковими конвеєрами. На поверховому від катувальному штреку влаштовують вантажний пункт, де вугілля вантажать в шахтні вагонетки. Довжина лінії очисного забою лава -поверху 150-300 м, а в окремих випадках до 400 м. Поверх лави є простою системою розробки з найменшим числом вироблень.
Перевага цієї системи в порівнянні з іншими суцільними системами: найменші витрати на проведення і підтримку штреків, і відсутність витрат на транспортування вугілля з лав по під поверхових штреках і поверховим бремсбергам.
Недоліки системи поверх лави: у разі неполадок в лаві припиняється
здобич всього крила, що особливо гостро позначається на: шахтах, розробляючих один пласт; у разі завалу в лаві може припинитися провітрювання всього крила пласта; при значній газоносності все повітря для провітрювання крила не можна пропустити одним струменем по лаві; розділення вентиляційних струменів при: цій системі неможливо.
Умови застосування системи розробки: спокійне залягання, переважно тонкі пласти видержаннеи потужності, стійкі - породи крівлі, мала газоносність і обводнює пласта. Пласти середньої потужності можна розробляти із залишенням целіків над поверховим від катувальним штреком і під поверховим вентиляційним штреком.
При значній висоті поверху, коли його неможливо відпрацювати однією лавою, його ділять на під поверхи і кожен під поверх відпрацьовують окремою лавою. Розмір під поверху по падінню 100-200 м. Розглянемо ведення робіт в поверсі при діленні його на півповерхи. Поверх звичайно ділять на два-трі під поверху. Кожен під поверх зверху і знизу обмежений штреками, які називаються під поверховими.
Для початку очисних робіт в нижньому під поверсі проводять розрізну піч. Після того, як лава нижнього під поверху просунеться на 20-40 м, в роботу вводять лаву у верхньому під поверсі, для чого в ньому наперед проходять розрізну піч. Лави рухаються так, що попереду завжди знаходиться нижня лава, а верхня відстає на 20-40 м. Відстань між лавами називається випередженням лав. Випередження повинне бути таким, щоб обвалення крівлі в кожній лаві не казало впливу на обвалення крівлі в сусідній лаві.
Варіант суцільної системи розробки по простяганню для газоносного пласта. В цьому випадку кожну лаву необхідно провітрювати відособленим струменем повітря. Для цього услід за лавою проводять два зближуючі під поверхові штреки. Верхній під поверховий штрек в кожній парі штреків служить для транспортування вугілля з верхньої лави, а нижній для пропуску
витікаючого вентиляційного струменя з нижньої лави. До підходу очисних робіт до місця з'єднання під поверхових штреків косовічним швидкому попереду лави своєчасно готується новий косовічний ходок. Витікаючий вентиляційний струмінь з нижніх лав прямує по під поверховому вентиляційному штреку в косовічний ходок при поверховому бремсбергу і по ньому віддаляється в поверховий вентиляційний штрек. У місцях перетину людського ходка з транспортними під поверховими штреками споруджують кросинги. Це робиться для того, щоб свіжі і витікаючі вентиляційні струмені не перехрещувалися. Провітрювати лави в не газоносних і мало газоносних пластах можна послідовно з дозволу головного інженера комбінату згідно ПБ. В цьому випадку під поверхові вентиляційні штреки не проводять, що дає економію від проведення і підтримки під поверхових штреків і кросингів.
Варіант суцільної системи з послідовним провітрюванням лав. У цьому варіанті бремсберг проводять не у виробленому просторі, а попереду фронту очисних забоїв. Перевага проведення бремсберга у виробленому просторі полягає в меншій вартості проведення поверхового бремсберга. Але при проведенні бремсберга у виробленому просторі фронт очисних забоїв за час проведення бремсберга просувається на деяку відстань. При цьому бремсберг частково втрачає своє призначення. У варіанті суцільної системи з переднім бремсбергом новий бремсберг повинен бути готовий до моменту підходу нижньої лави до межі целіку, що залишається біля бремсберга. При суцільній системі розробки з діленням поверху на під поверхи під поверхові штреки в бремсберговом полі весь час подовжуються. У зв'язку з цим збільшуються витрати на підтримку під поверхових штреків і на транспортування по ним. Нові поверхові бремсберги проводять на такій відстані один від одного, щоб витрати на проведення бремсберга відшкодовувалися економією засобів на підтримку під поверхових штреків і
на транспортування.
Розташування забою по лінії падіння при суцільній системі по простяганню іноді небажано. При тріщинах в крівлі, направлених поліції падіння, управляти крівлею в лаві із забоєм, розташованим по лінії падіння, дуже скрутно. З крівлі обрушаються глиби породи, обмежені тріщинами.
Положення забою по лінії падіння небажано в обводнюючому пласті. Щоб уникнути цих недоліків, лінію забою розташовують по простяганню, а просувається вона по повстанню.
Ведення робіт при суцільній системі розробки па повстанню розглянемо на прикладі шахти ім. Лутугина в Донбасі, розробляючої пласт Ь Фомінській. Потужність пласта 0,95-1,3 м, кут падіння 6-10°. Пласт газоносний. Вміщаючи породи представлені обводнюючими сланцамі. Поверх розміром 380 м по падінню відпрацьовується від меж шахтного поля до стовбура. Розташування стовбурів - флангове. Над поверховим від катувальним штреком залишають опорні целіки розміром 50 м по падінню, щоб штрек міг бути поверховим вентиляційним для наступного поверху по падінню. Під вентиляційним штреком залишають целіки розміром 30 м по
падінню. Відробіток поверху проводиться двома лавами розміром по 145 м, рухомими по повстанню. Для підготовки лави проводять печі по повстанню через 145 м один від одного і сполучають їх розрізним просеком, з якого починають очисні роботи.
Діючі в даний момент лави були початі від просеков. Коли лава, що знаходиться справа, дійде до верхньої межі її зупиняють. Замість зупиненої лави з пройденого в даний момент просіка починають нову лаву. Перевага системи розробки по повстанню полягає в тому, що вода йде від забою по лінії падіння і роботи в лаві не ускладнюються присутністю води.
Вугілля по лавах транспортують конвеєрами до печей. Далі по печах до поверхового від катувального штреку його транспортують конвеєрами.
На поверховому штреку в місці перетину його з піччю; влаштовується вантажний пункт.
Вентиляційний струмінь проходить шлях, вказаний стрілками, омиваючи послідовно обидві лави. При необхідності лави можна провітрювати роздільними струменями.
Недоліки суцільної системи.по повстанню в порівнянні з суцільною системою по простяганню наступні:
велика довжина шляху транспортування вугілля до штреку. Кут доводитися транспортувати уздовж забою по простяганню і потім по печі по падінню. Цей шлях довше, ніж при суцільній системі по простяганню, при якій вугілля транспортують до штреку найкоротшим шляхом по лінії падіння; машини працюють на поверхні, похилої, в нестійкому положенні, що викликає прагнення їх до перекидання і сповзання. У зв'язку з цим суцільну систему по повстанню застосовують при вугіллі падіння не більше 12-15°; при підході лав до верхнього штреку їх доводиться зупиняти. Устаткування лав доводиться демонтувати і доставляти в нові лави, що пов'язано з додатковими витратами і тимчасовим припиненням здобичі. Якщо поліпшення умов роботи окупає додаткові витрати, то застосування системи розробки виправдовується.
Переваги і недоліки стовпової і суцільної систем витікають з розташування підготовчих вироблень. При стовповій системі основна частина підготовчих вироблень знаходиться на площі, не підвладної впливу підробки. Перевагою стовпових систем є щоденне погашення частини штреків у міру посування очисного забою. Це дозволяє витягувати крепь з ділянок штреків, що погашаються, що особливо важливо при дорогою металевою крени. При суцільній системі повністю витягнути крепь не вдається, оскільки погашення вироблень проводиться відразу у всьому бремсберговом полі.
Переваги суцільної системи - залишення породи від підривання вироблень у вироблених просторах, потреба в меншому числі машин і меншій витраті
засобів на проведення вироблень.
Іноді вигідно застосувати комбіновану систему, в яку входять елементи стовпової і суцільної систем розробки. Комбінована система розробки може бути застосована при діленні шахтного поля на поверхи і діленні на панелі. Комбінована система розробки при діленні шахтного поля на поверхи. Кожна лава обслуговується двома штреками. Лави працюють за схемою суцільної системи розробки. Нижній штрек - конвеєрний, верхній - вентиляційний.
Вентиляційний штрек для верхньої лави не проводиться, оскільки близько розташований поверховий вентиляційний штрек. Для захисту штреків з боку виробленого простору зводяться бутові смуги. Після того, як будуть пройдені лави по всьому бремсберговому полю, праворуч від бремсберга вийдуть підготовлені стовпи. У лівому крилі бремсбергового поля проводять виїмку стовпів. Кожен стовп має також два штреки. Бремсберга і ходки при них проводять так само, як при стовповій системі і суцільний з переднім бремсбергом. Свіжий вентиляційний струмінь до бремсберговому поля поступає по поверховому від кату вальному штреку.
Комбінована система розробки при діленні шахтного поля на панелі. У ухильній панелі в першу чергу відпрацьовують суцільною системою І і III яруси одночасно. У II ярусі виходить нарізаний довгий стовпу по простяганню. Падалі виїмку суцільною системою ведуть в одному непарному ярусі і одночасно в парному ярусі ведуть виїмку довгими стовпами. У очисних забоях роботи нічим не відрізняються від робіт при суцільній і стовповій системах розробки.
До комбінованих систем розробки відноситься камерно-стовпова, при якій виїмка вугілля ведеться у вузьких забоях камер. Камерно-стовповою системою розроблявся горизонтальний пласт в Черемховськом районі басейну, Іркутська. Ширина междукамерних целіків 4-15 м. Цю систему застосовують при глибині розробки до 200 м. Згідно приведених вище систем розробки, для панельного способу підготовки
приймаємо для порівняння стовбову систему розробки по простяганню з діленням на під ярус і без, з прямоточним провітрюванням, з транспортуванням на задній бремсберг і на передній і також візьмемо сполошну систему розробки. Згідно з геологічним заляганням вугільних пластів раціонально розглянути тільки дві системи розробки: стовбової з діленням яруса на під яруси і стовбова з прямоточним провітрюванням. Після детального розглядання видно що різниця їх буде у витратах на підтримування. Оскільки усі параметри однакові то тільки довжина підтримуючих виробок має значення.
4 Техніко-економічна частина проекту