Расширение филиала "Шахта "Осинниковская" за счет ввода в отработку запасов филиала "Шахта "Тайжина"
АННОТАЦИЯ
Расширение филиала «Шахта «Осинниковская» за счет ввода в отработку запасов филиала «Шахта «Тайжина». Дипломный проект по специальности «Подземная разработка полезных ископаемых» (090200).- Новокузнецк, 2005.- 159с. Табл. 48, 30 источников, чертежей 10 листов.
Разработан проект реконструкции шахты «Осинниковская». В качестве основного мероприятия реконструкции предлагается расширение шахты «Осинниковская», за счет ввода в отработку запасов шахты «Тайжина», то есть вскрытие и подготовка шахтного поля шахты «Тайжина» со стороны шахты «Осинниковская» и транспортировка горной массы из очистных и подготовительных забоев на технологическую цепь шахты «Осинниковская». В результате расширения перед объединенной шахтой открылись новые перспективы :сокращение протяженности поддерживаемых горных выработок на шахтах «Осинниковская» и «Тайжина»; возможность улучшения проветривания шахты, т.к. для проветривания II района было задействовано дополнительно вентиляторные установки шахты «Осинниковская».
Исполнитель
ANNOTATION
The Expansion of the branch "Mine "Osinnikovskaya" to account of the entering in отработку spare branch "Mine "Tayzhina". The Degree project on professions "Underground development useful fossilized" (090200).- Novokuzneck, 2005.- 125с. Indicator panel. 48, 30 sources, drawings 10 sheets.
The Designed project to reconstructions of the mine "Osinnikovskaya". As main action to reconstructions is offered expansion of the mine "Osinnikovskaya", to account of the entering in отработку spare mines "Tayzhina" that is to say opening and preparing the mine field of the mine "Tayzhina" on the part of mines "Osinnikovskaya" and transportation of the mountain mass from очистных and starting-up забоев on technological chain of the mine "Osinnikovskaya". As a result of expansions before united by mine were opened new prospects :reduction to extent supported mountain productions on mine "Osinnikovskaya" and "Tayzhina"; the possibility of the improvement of the ventulation of the mine since for ventulation II region was used in addition ventulation of the installing the mine "Osinnikovskaya".
The Performer
УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ
чел. – человек
см. – смена
рез. – резерв
мин. – минута
в/п – верхняя пачка
н/п – нижняя пачка
расч. – расчет
к.з. – короткое замыкание
шт. – штук
ед. – единица
млн. – миллион
тыс. – тысяча
п.м. – погонный метр
гор. – горизонт
сут. – сутки
руб. – рублей
ППП – промышленно-производственный персонал
пут. - путевой
конв. – конвейерный
вент. – вентиляционный
СОДЕРЖАНИЕ
Введение
1. Общая часть
1.1 Характеристика филиала шахта "Осинниковская"
1.2 Обоснование необходимости расширения шахты и выбор геологического участка
2. Общая характеристика района, месторождения и шахтного поля
2.1 Горно-геологическая характеристика месторождения и шахтного поля
2.2 Геологическое строение
2.3 Тектоника
2.4 Качественная и количественная характеристика угольных пластов
3. Технологическая часть
3.1 Выбор вариантов вскрытия и подготовки геологического участка
3.1.1 Выбор оптимального варианта
3.2 Проведение и крепление подготовительных выработок
3.2.1 Расчет анкерной крепи
3.2.2 Способ и средства проведения выработки
3.2.3 Выемка горной массы и расчет производительности комбайна
3.2.4 Транспорт горной массы. Вспомогательные процессы
3.2.5 Проветривание горных выработок при проходке
3.2.6 Расчет комплексной нормы выработки и расценки
3.2.7 Организация работ проходческого цикла
3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ
3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое
3.3 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистном забое
3.3.1 Горно-геологическая характеристика пласта Е-5 вмещающих пород в лаве
3.3.2 Выбор системы разработки
3.3.3 Вскрытие и подготовка выемочного участка
3.3.4 Обоснование и выбор средств механизации очистных работ
3.3.4.1 Выбор типа и типоразмера механизированной крепи
3.3.4.2 Проверка крепи по проходному сечению
3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения
3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера
3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания
3.3.6 Нагрузка на очистной забой
3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих и производительность труда
3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка
3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ
3.4 Вентиляция
3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка
3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка
3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок
3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок
3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения
3.4.1.5 Расчет депрессии шахты
3.4.1.6 Выбор вентилятора главного проветривания
3.5 Водоотлив
3.6 Подъем
3.7 Электроснабжение, автоматизация
3.7.1 Автоматизация
3.7.2 Расчет электроснабжения
3.7.2.1 Расчет осветительной сети
3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции УПП№ 1
3.7.2.3 Выбор передвижной участковой подстанции УПП №2
3.7.2.4 Выбор силового трансформатора УПП № 201(В) для питания перегружателя, дробилки, лебедок
3.7.2.5 Выбор силового трансформатора УПП № 201 для питания ленточного конвейера
3.7.3 Меры безопасности
4. Охрана труда и промышленная безопасность
4.1 Противопожарная защита
4.2 Пылевзрывозащитные мероприятия
4.3 Средства индивидуальной защиты
4.4 Запасные выхода
4.5 Экология
5. Экономическая часть
5.1 Выбор и обоснование организационно-правовой формы
5.2 Выбор и обоснование производственной структуры предприятия
5.3 Выбор режима работы шахты, участка, рабочих
5.4 Расчет себестоимости добычи 1т угля по участку
5.4.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»
5.4.1.1 Расчет затрат на материалы
5.4.1.2 Расчет затрат на электроэнергию
5.4.2 Расчет затрат по элементу «Затраты на оплату труда»
5.4.2.1 Расчет заработной платы работников очистного участка
5.4.2.2 Расчет заработной платы работников проходческого участка
5.4.3 Расчет затрат по элементу «Отчисления на социальные нужды»
5.4.4 Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов»
5.4.5 Участковая себестоимость
5.4.6 Сравнение плановой и проектной величины участковой себестоимости
6. Специальная часть
6.1 Анализ основных технологических звеньев шахты
6.2 Анализ существующей технологической схемы вспомогательного транспорта
6.3 Анализ новых существующих схем и средств транспортирования вспомогательных грузов
6.4 Выбор и обоснование технологической схемы вспомогательного транспорта
6.5 Общие сведения
6.6 Тип, технические параметры подвесных локомотивов
6.7 Краткое описание конструкции и техническая характеристика основных элементов подвесной подземной дороги ДП-155
6.8 Пункт обслуживания локомотивов
6.9 Расчет массы перевозимого груза
6.10 Расчет количества воздуха для разбавления выхлопных газов в пунктах технического обслуживания локомотивов
6.11 Оборудование пунктов обслуживания локомотивов, мест перегрузки грузов, мест посадки и схода людей
6.11.1 Оборудование временной стоянки дизелевозов
6.11.2 Оборудование мест посадки (схода) людей
6.12 Меры безопасности при эксплуатации монорельсовой дороги и локомотивов
6.13 Определение количества дизелевозов
Заключение
Список использованных источников
ВВЕДЕНИЕ
Угольная промышленность является одной из самых ведущих отраслей промышленности России. Перспективы развития народного хозяйства показывают, что уголь остаётся одним из основных видов топлива. Развитие угольной промышленности осуществляется в непрерывном взаимодействии с другими отраслями народного хозяйства, предприятий, которые всегда связаны множеством производственных и социально-экономических связей с другими предприятиями угледобывающего района бассейна.
Большое значение для топливно-энергетического комплекса имеет добыча угля, преобладающая часть которой приходится пока на подземный способ.
Основными направлениями экономического и социального развития России на данное время предусматривается дальнейшее развитие этого способа добычи угля, тем более, что в силу особенностей угольных месторождений самые ценные угли (угли идущие на коксование и антрациты) добываются практически только подземным способом. По этому совершенствование технологий подземной добычи угля, обеспечивающей высокую эффективность выемки угля, рациональное использование запасов и безопасность работ, придаётся первостепенное значение. По этому закономерно, что в проектировании развития угольной промышленности намечается и уже реализуется правильный подход к согласованию основных проектных работ – генеральная схема развития угольной промышленности, технико-экономическое строительство шахт, так и основных проектных решений.
Технический прогресс в угольной промышленности при подземном способе добычи угля осуществляется на основе широкого внедрения прогрессивной технологии и расширения комплексной механизации очистных и подготовительных работ. Однако, переход на использование новой техники и повышение эффективности труда может быть достигнуто только в тех случаях, когда существующие на шахте способы вскрытия и подготовки шахтного поля, системы разработки пластов, способны обеспечить благоприятные условия для современного воспроизводства подготовительных запасов угля, надземную работу транспорта, эффективное проветривание горных выработок, а так же проведение мероприятий по борьбе с неблагоприятными факторами.
1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ
Характеристика филиала шахта "Осинниковская"
Таблица №1-Характеристика шахты
-
Расчет количества воздуха по шахте, м³/мин
обособленное проветривание
19020
Расчет количества воздуха по шахте, м³/мин
последовательное проветривание
-
Фактическое количество воздуха, выдаваемое
вентиляторами, м³/мин
31125
Количество воздуха поступающего в шахту, м³/мин
30090
Клетевой ствол I района
13270
Новый клетевой ствол I района
7800
Скиповой ствол №1 I района
780
Скиповой ствол № 2 I района
730
Клетевой ствол II района
7250
Скиповой ствол II района
260
Опасность по пыли
опасная
Опасность по внезапным выбросам угля, породы, газа
опасная (К-2, К-1)
Опасность по горным ударам
опасная (Е-6,Е-4)
Опасность по суфлярным выделения
опасная (К-4, К-3, К-1в/п, П-2)
Склонность углей к самовозгоранию
не склонны
Способ проветривания
всасывающий
Схема проветривания
комбинированная
Система проветривания
единая
Глубина разработки, м
500-800
Протяженность горных выработок, м
116000м
Дефектные выработки, %
2,5% (2900м)
Абсолютное газовыделение, куб.м/мин
метана
углекислого газа
2004г.
112.8
32.7
Относительное газовыделение, куб.м/т
метана
углекислого газа
55.1
15.1
Среднедействующее количество очистных выработок
2
Среднедействующее количество тупиковых выработок
7
Трудность проветривания шахты, квт с/м3
6,9 кВт с/м² (труднопров-я)
Утечки воздуха , м/мин
внешние расч./факт.
4160/4300
1.2 Обоснование необходимости расширения шахты и выбор геологического участка
Шахта «Осинниковская была сдана в эксплуатацию в 1999 году на горном отводе ликвидируемой шахты «Капитальная». Последняя реконструкция шахты была закончена в 1988 году и после ее осуществления начиная с 1989 года происходило постоянное снижение объемов производства. Для стабилизации финансово-экономического положения шахты необходимо провести новую реконструкцию связанную со строительством горизонта -360м, эта реконструкция не завершена, что не позволяет подготовить запасы 1 блока к отработке.
В это же время шахта «Тайжина», созданная на горном отводе ликвидируемой шахты «Высокая», подготовила к отработке запасы пласта Е-5 в 1 блоке в пределах своего горного отвода, граничащего с горным отводом шахты «Осинниковская» и успешно их отрабатывала. Планировалось вести отработку наиболее продуктивного пласта Е-5 в лавах с запасами до 1млн. тонн и длиной выемочного столба до 1400метров.
Успешная работа шахты «Тайжина» позволяет рассмотреть вопрос о подготовке и отработке всего 1 блока совместно, что позволит подготавливать выемочные столбы длиной до 4000 метров и с запасами угля в лаве до 3-3,5 млн. тонн и работать лаву без перемонтажа комплекса.
2. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАЙОНА, МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ШАХТНОГО ПОЛЯ
2.1 Горно-геологическая характеристика месторождения и шахтного поля
Шахта « Осинниковская» находится на юге Кузбасса в черте города Осинники Кемеровской области РФ и по производственному принципу входит в состав ЗАО ОУК «Южкузбассуголь». Поле шахты «Осинниковская» занимает юго-западную часть угленосной площади Осиновского геолого-экономического района Кузбасса, на горном отводе бывшей шахты «Капитальная», которая сдана в эксплуатацию в 1938 году. В настоящее время шахта «Капитальная» находится в стадии ликвидации и во исполнении принятых решений на уровне правительства РФ и администрации Кемеровской области на базе выделения из состава ликвидируемой шахты «здорового ядра», была образована шахта «Осинниковская».
Горный отвод шахты «Осинниковская» занимает центральную часть ликвидируемой шахты «Капитальная». Границы:
на юге – выход пласта П-1 под юрские отложения;
на юго-западе границы целика под главный квершлаг от выхода пласта П1 под юрские отложения, далее от целика – вертикальная плоскость по границе отработки пласта К-1н.п. до целика под промплощадку;
на северо-западе – вертикальная плоскость по границе отработки пласта К1н.п. от целика под промплощадку, включая ствол «Черная Тайжина»;
на северо-востоке – вертикальная плоскость по границе с шахтой «Тайжина»;
на востоке – вертикальная плоскость по XI-V р.л.
Нижняя граница проходит по пласту К1н.п. на гор.-600м.
Размеры шахтного поля составляют: по простиранию – от 3,2 до 6,2 км, вкрест простирания от 1,0 до 5,5 км. Площадь шахтного поля составляет 23,6 км2.
В пределах шахтного поля различают три водоносных горизонта четвертичные отложения; конгломератовая свита Юрского возраста и угленосные отложения Ильинской подсерии. Четвертичные отложения подразделяются на два типа демовиальные и аллювиальные. Юрские отложения, перекрывающие угленосные отложения представлены тремя горизонтами конгломератов, разделяемых пачками песчано-глинистых пород. Наиболее обводненными являются верхний и средний горизонт. Угленосные отложения Ильинской подсерии в целом характеризуются весьма незначительной обводненностью. Повышенная обводненность наблюдается под долинами речек и логов и в местах тектонических нарушений.
2.2 Геологическое строение
Продуктивные угленосные отложения Осинниковского месторождения относятся к Кольчугинской серии пермского возраста. Осадки этой серии подразделяются на Ильинскую и Ерунаковскую подсерии. Ильинская подсерия делится на две свиты: Казанково - Маркинскую и Ускатскую.
Казанково – Маркинская не содержит пластов угля рабочей мощности.
Ускатская – содержит всю продуктивную толщу от почвы пласта П 1 до контакта с юрскими отложениями. Общая мощность свиты составляет 520 – 650 метров. В свите залегает 40 – 45 пластов угля, 23 пласта из которых имеют рабочую мощность.
Ускатская свита подразделяется на 3 толщи: Полкаштинскую; Кандалепскую; Елбанскую. Вмещающие породы представлены переслаиванием песчаников, аргеллитов и алевролитов.
Основным структурным элементом Осиновского района является является крупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределах шахтного поля синклиналь развита крупными дизьюктивами «В» и «Г» вблизи оси синклинали. Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров.
2.3 Тектоника
Основным структурным элементом Осиновского района является крупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределах шахтного поля синклиналь разбита крупными дизъюктивитами «В» и «Г» вблизи оси складки. Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров, мощность зоны смятых пород составляет от 10 до 100 метров.
Южный замок Шелканской синклинали в висячем крыле взброса «В» называется Полкаштинской синклиналью. Складчатый сдвиг «Г» поражает западное и восточное крыло центральной части Шелканской синклинали, не спускается ниже горизонта – 40 метров. В районе разведочных линий II южного квершлага и VII – VIII имеются апофизные нарушения дизъюнктива ( «Г – Га», «Г1», «1», «2», «Гб»), которые создают зону тектонического разлома мощностью около 100 метров. Восточное крыло Шелканской синклинали имеет падение 10 - 300 и разбито несколькими нарушениями. Из них наибольшую амплитуду вертикального смещения (10 метров) имеет взброс «Н», прослеживающийся по всем разведочным линиям.
В лежачем крыле нарушения «Н» северо-восточнее разведочной линии VII – III имеется семь дизъюнктивных нарушений средне амплитуды взбросового характера. Все нарушения ориентированны с юга на север и падают на запад под углом 30 – 600.
Западное крыло Шелканской синклинали более сложное. Севернее V р.л. оно осложняется довольно резко выраженной ассиметричной складкой – главным антиклиналом. Восточное крыло его крутое, западное более пологое и в районе IX р.л. проявляется в виде слабой волнистости.
К северу от р.л. II Южного квершлага до IX р.л. прослеживается дизъюнктив «А». он поражает западное и восточное крылья Елбанской синклинали, имеет складчатый характер и рвет пласты Кандалепской и Елбанской толщи. Нарушение имеет складчатый характер, прослеживается на протяжении 2 км и не опускается ниже гор. +140м.
Севернее VIIб – VIII р.л. западное крыло Шелканской синклинали осложнено Елбанской антиклиналью. Наряду с вышеописанными крупными нарушениями имеется еще ряд мелких нарушений с небольшой амплитудой и малой протяженностью.
2.4 Качественная и количественная характеристика угольных пластов
Угли пластов, относятся к коксующимся маркам «Ж» и «КЖ» и характеризуются выходом летучих веществ 29-8,6 – 33,6 % . Угли пластов относятся к легкой и средней категории обогатимости.
Таблица № 2 - Качественные показатели углей
-
Пласт
Марка
Мощность
Влажность,W%
Зольность чуп.Ачуп,%
Зольность пластовая, Апл %
Выход летучих в-в, V%
Толщина пластометрического слоя, у мм
Содержание серы S,%
Содержание фосфора P,%
Теплота сгорания
Низшая ккал/кг
Высшая ккал/кг
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
Е-6
Ж
1,3-1,65
4,7
7,7
10,7
33,6
28
0,41
0,012
7184
8550
Е-5
Ж
2,5-3,2
5,1
9,2
27,9
27,9
27
0,48
0,04
7088
8480
Е-4
Ж
1,1-1,60
4,9
-
7,1
31,7
32
0,45
0,054
7327
8620
Е-1
Ж
1,45-1,7
4,8
7,7
21,0
30,9
30
0,44
0,013
7279
8680
К-5
Ж
1,4-1,55
5,1
7,8
11,8
30,4
30
0,51
0,006
7112
8640
К-4
Ж
1,0-1,55
4,9
8,9
16,2
30,2
29
0,39
-
7017
8530
К-3
КЖ
0,86-1,45
4,3
9,0
14,2
29,8
28
1,02
-
6850
8570
К-1
в/п
КЖ
1,3-1,9
3,8
8,4
18,6
28,6
30
0,65
-
6969
8500
3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
3.1 Выбор вариантов вскрытия и подготовки геологического участка
Для вскрытия и подготовки геологического участка шахты «Тайжина» проектом предлагается:
вариант
Пройти наклонные квершлага №6 и 7 до гор. -360м, углубить уклоны №66, 68 и 74, пройти с поверхности вентиляционный ствол №1 до гор. -360м, проведение третьего осевого квершлага, проведение главного гезенка.
Таблица №3- Расчет затрат по 1 варианту
-
Наименование затрат
Длина, м
Sсв., м2
Тип крепи
Стоимость
1п.м., руб
Общая стоимость
тыс.руб.
Проходка вентиляционного ствола №1
888
113,5
бетон
23950
21267600
Выработки ОСД гор. -360м
150
16.4
бетон
16750
2512500
Наклонный квершлаг №6
450
17,4
метал.
13830
6223500
Наклонный квершлаг №7
700
17,4
метал.
13830
9681000
Уклоны №66
1000
19,2
метал.
14425
14425000
Уклоны №68
1000
19,2
метал.
14425
14425000
Уклоны №74
1100
19,2
метал.
14425
15867500
Осевой квершлаг №3
2000
16,4
бетон
16750
33500000
Главный гезенк
44
42,3
бетон
17430
766920
Неучтенные
-
-
-
-
11856444
Итого по варианту
-
-
-
-
130420884
2 вариант
Проходка магистрального конвейерного штрека Е1, пром. квершлага Е1-Е5, конвейерный уклон Е-5, уклон №68пут., проведение главного гезенка.
Таблица № 4 – Расчет затрат по 2 варианту
-
Наименование затрат
Длина, м
Sсв., м2
Тип крепи
Стоимость
1п.м., руб
Общая стоимость
тыс.руб.
Магистральный конвейерный штрек
880
19,2
метал.
14425
12694000
Пром. квершлаг
420
19,2
метал.
14425
6058500
Конвейерный уклон
320
19,2
метал.
14425
461600014136500
Путевой уклон
980
19,2
метал.
14425
14136500
Главный гезенк
44
42,3
бетон
17430
766920
Неучтенные 10%
-
-
-
-
382719
Итого по варианту
-
-
-
-
42099112
3.1.1 Выбор оптимального варианта
Исходя из сравнительного анализа приведенного ранее наиболее экономичным, является второй вариант:
Вскрытие гор. -360м пластовыми выработками по пластам Е-1 и Е-5.
Подготовка шахтного поля – проведением по пласту Е-5 путевого и конвейерного уклонов.
3.2 Проведение и крепление подготовительных выработок
Назначение и горно-геологические условия проведения выработки
Конвейерный штрек лавы проводится по пласту Е-5 со следующими горно-геологическими условиями: мощность пласта 3.0 м, угол падения до 60, объемный вес угля 1,34 т/м3, при крепости 1. коэффициент крепости пород кровли 3-4, состоящие из алевролитов и песчаников. Почва пласта представлена алевролитом крепостью 3-4.
Глубина выработки от поверхности 775 м, длина выработки составляет 3670м.
Выработка предназначена для транспортировки горной массы ленточным конвейером типа ПТ 120, доставки различных материалов, передвижения людей и подачи свежего воздуха в очистной забой. Исходя из расчетов ранее проводимых выработок по этому пласту, выбираем форму поперечного сечения выработки - прямоугольная, тип крени – анкерная.
Согласно «Правил безопасности в угольных шахтах» для конвейерных штреков сечение должно составлять не менее 4,5м2
Определяется количество воздуха, которое должно проходить в период ее эксплуатации:
,
м3/мин, (1)
где А>сут> – суточная добыча угля, т/сут;
q>СН4> – относительное газовыделение, м3/т
=106.6
м3/мин,
По максимальной допустимой скорости движения воздуха определяется минимальное сечение выработки:
(2)
,
Принимаем выработку:
- площадь сечения выработки в свету – 14,88 м2;
- высота выработки в свету - 3.1 м;
- ширина выработки в свету- 4,8 м.
3.2.1 Расчет анкерной крепи
Анкерную крепь следует рассматривать, как средство упрочнения и повышения устойчивости пород вокруг выработки. Основными параметрами такой крепи является длина анкера, несущая способность стержня и замка, расстояние между анкерами.
Длина анкеров выбирается с учетом формы выработки, принятой ранее, возможного обрушения или отслоения пород в зависимости от запаса прочности пород кровли и боков выработки:
l>ан> =l>в> +l>1>+l>2>+l>3>, м, (3)
где l>в> – высота зоны возможного вывала или отслоения пород, м;
l>1> 0– величина заглубления анкера в устойчивую зону массива, l>1> =,3-0,4 м;
l>2> – длина выступающей из шпура части анкера, зависящая от толщины опорно-поддерживающего элемента, м;
l>3> – длина свободного выступа стержня анкера и гайки, l>3>=0,05м.
Высота возможного вывала или отслоения пород выработки:
,
м, (4)
где а – полупролет выработки, м;
с – глубина возможного отжима угля или породы в бока выработки, м;
f>к> – коэффициент крепости пород в кровле выработки.
,
м, (5)
где k>сж> – коэффициент концентрации сжимающих напряжений;
γ – плотность пород, залегающих над выработкой до поверхности , т/м3;
h – высота выработки вчерне, м;
r – коэффициент зависящий от размеров призмы сползания пород в боках выработки.
2.45
м; (6)
=1.84м,
l>ан> =1.84+0.4+0.1+0.05=2,39 м.
Принимаем длину анкера равную l>ан> =2,40м.
Расчет нагрузки на анкерную крепь со стороны кровли Q>кр> и боков выработки Q>б>:
,
т/м2, (7)
где ά – угол наклона проводимой выработки, град.
,т/м2.
(8)
где h>в> – высота выработки в проходке, м.
=4.72
т/м2;
=7.52
т/м2.
Несущая способность Р>ан> и прочность закрепления анкеров типа ШК и типа АСП:
,
(9)
=6.67,
=9.4;
(10)
Плотность установки, т.е количество штанг на 1м2 кровли и боков выработки:
;
(11)
(12)
где k>зап> – коэффициент запаса, k>зап> =1,5-2,0
=0.75;
=1.69;
Расстояние между анкерами:
=
=1.15,
(13)
=
=0.82.
(14)
Принимаем 5 анкеров по кровле типа АСП длиной 2,4м с шагом крепи через 1метр, в боках 4 анкера типа ШК-1М длиной 1,6м.
3.2.2 Способ и средства проведения выработки
На основании горно-геологических данных по пласту Е-5 наиболее подходящим для выемки гонной массы является комбайновый способ. Для принятого сечения штрека, для отбойки и погрузки горной массы применяем проходческий комбайн П 110-01. Транспортировка горной массы из забоя производится при помощи ленточных конвейеров ПТ-120.
Для погрузки горной массы на конвейер применяем перегружатель типа ППЛ-800. Для бурения шпуров под анкера применяем буровую установку типа «WОMBAT».
Таблица № 5 - Техническая характеристика комбайна П 110-01
-
Наименование параметра
Значение
Площадь сечении выработки в свету, м2
7-25
Угол наклона выработки, град
±18
Коэффициент крепости пород
10
Мощность электродвигателя рабочего органа, кВт
190
Скорость передвижения, м/мин.
6
Масса, т
36
Норматив месячной скорости
проведения штреков комбайновым способом,
по углю при сечении 15 м2,
составляет 200 м в месяц. Подвигание за
цикл определяется устойчивостью пород
кровли то есть, величиной допустимого
обнажения их. Устойчивость алевролита
с крепостью
=4
– средняя, допускающая обнажение 5-10
м2. При ширине
выработки в проходке 5 м, допустимое
подвигание за цикл составит 1 м. Исходя
из необходимого месячного подвигания
и подвигания за цикл, принимаем 9 циклов
в сутки.
3.2.3 Выемка горной массы и расчет производительности комбайна
Проходческий цикл начинается с разрушения породы исполнительным органом комбайна. Вращающуюся режущую коронку внедряют в забой путем подачи комбайна или телескопической стрелы рабочего органа комбайна. Глубина внедрения коронки в массив зависит от крепости пород. Схема обработки забоя коронкой зависит от многих факторов. Главное направление резания может быть в зависимости от напластования пород в забое.
Определение технической производительности комбайна:
,
(15)
где, а, в, c, d – коэффициенты;
f – коэффициент крепости пород
f>ср> =f>у>*(1-k>п>)+f>п>* k>п>, (16)
где, f>у> – коэффициент крепости угля;
f>п> - коэффициент крепости породы;
k>п> – коэффициент присечки.
f>ср> =1*(1-0.06)+4*0.06=1.18,
=
=0.27.
Эксплуатационная производительность проходческого комбайна
Р>экс>=*k>э>,
(17)
где k>э>- коэффициент непрерывной работы комбайна;
Р>экс> =0.27*0.5=0,135.
3.2.4 Транспорт горной массы. Вспомогательные процессы
Из забоя горная масса при помощи комбайна грузится на ленточный перегружатель ППЛ-800, далее на ленточный конвейер ПТ-120. По ленточным конвейерам горная масса поступает в гезенк . Из гезенка горная масса грузится на ленточный конвейер и транспортируется в разгрузочные ямы скипового ствола и далее на поверхность.
Доставка материалов и оборудования осуществляется с помощью монорельсовой дороги с локомотивной тягой.
3.2.5 Проветривание горных выработок при проходке
Расчет проветривания выработки и выбор вентилятора местного проветривания произведен в разделе «Вентиляция шахты»
3.2.6 Расчет комплексной нормы выработки и расценки
Объемы работ по каждому процессу определяем расчетным путем на основании паспорта крепления выработки.
Предполагается следующее выполнение процессов:
1) пропитка угля в массиве V=2 шпура;
2) проведение выработки V=1 м;
3) крепление выработки:
а) бурение шпуров под анкера V=12 м;
б) установка анкеров V=5 шт.
4) перетяжка бортов:
а) бурение шпуров V=16 м;
б) установка анкеров V=10 шт.;
5) наращивание вент. труб V=1 м;
6) наращивание ПОТ V=1 м;
наращивание труб. сжатого воздуха V=1 м;
монтаж монорельсового пути V=1 м;
9) наращивание ленточного конвейера V=2 м.
Комплексная норма – это норма, установленная расчетным путем для конкретных условий, она охватывает все процессы проходческого цикла выполняемые в забое и измеряется в единицах измерения конкретной продукции на одного человека на смену.
Трудоемкость процесса определяется затратами рабочего времени необходимого для его выполнения.
,
чел./см. (18)
где, V- объем работ по какому-либо процессу;
Н>выр>- установленная норма выработки для данного процесса.
Таблица№ 6 – Расчет комплексной нормы выработки и расценки
-
Наименование работ
Ед. изм
Норма выработки
Объем работ на цикл
Трудоемкость работ
Тарифн. ставка
Стоим. работ, руб.
Пропитка угля в массиве
шп.
23
1
0.09
200.664
18.06
Проведение выработки
м
5.4
1
0.18
200.664
36.12
Крепление выработки:
а) бурение шпуров
б) установка анкеров
м
шт.
29.4
13.8
12
5
0.44
0.38
200.664
88.29
76.25
Перетяжка бортов:
а) бурение шпуров
б) установка анкеров
м
шт.
146
17.8
16
10
0.1
0.56
200.664
22.0
112.7
Наращивание вент. труб
м
140
1
0.007
200.664
1.23
Наращивание ПОТ
м
15
1
0.07
200.664
14.05
Наращивание труб. сжатого воздуха
м
15
1
0.07
200.664
14.05
Монтаж монорельсового пути
м
10
1
0.1
200.664
20.07
Наращивание ленточного конвейера
м
14.5
1
0.07
200.664
14.05
Неучтенные работы 2%
0.05
200.664
30.01
Итого:
м
1
3.097
200.664
621.5
Определение комплексной нормы выработки:
,
м/чел., (19)
где,
-
величина цикла, м,
-
трудоемкость цикла, чел./см.
=0.32м/чел.
Определение комплексной расценки:
,
руб./п.м., (20)
где,
-
суммарная стоимость работ, руб.,
=621.5
руб./м.
Определение скорости проведения выработки:
L>мес> =L>ц>*N>ц>>.>>сут>*N>дн>, м/мес,(21)
где n>ц> – количество циклов в сутки.
L>мес> =1*9*30=270м/мес.
Для распределения членов бригады по сменам, определим трудоемкость работ в рабочую и ремонтную смены. В рабочую смену будут выполняться следующие процессы:
проведение выработки Т=0.18 чел./см.;
крепление выработки Т=0.82 чел./см.;
наращивание вентиляционной трубы Т=0.007 чел./см.
Суммарная трудоемкость рабочих
смен составит
=9.063
чел./см. принимаем в рабочие смены
=9
человек.
Коэффициент перевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:
=
=1.007
(22)
В ремонтную смену будут выполняться следующие процессы:
1) пропитка угля в массиве Т=0.09 чел./см.;
2) перетяжка бортов Т=0.66 чел./см.;
3) наращивание ПОТ Т=0.07 чел./см.;
4) наращивание труб. сжатого воздуха Т=0.07 чел./см.;
5) монтаж монорельсового пути Т=0.1 чел./см.;
6) наращивание ленточного конвейера Т=0.07 чел./см.
Суммарная трудоемкость ремонтной
смены составит
=9.54
чел./см. принимаем в ремонтную смену
=9
человек.
Коэффициент перевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:
=
=1.06
(23)
Принимаем явочный состав проходческой бригады N>яв.>=18 человек.
Списочный состав рабочих проходческой бригады:
N>сп.>=N>яв.>*К>сп.с>, чел., (24)
где К>сп.с>- коэффициент списочного состава;
К>сп.с>=
,
(25)
где
-
количество рабочих дней в году;
-
количество праздничных дней в году;
-
количество выходных дней в году;
-
количество дней отпуска в году;
-
коэффициент, учитывающий неявку на
работу по уважительным причинам.
К>сп.с>=
=1.6
N>сп.>=18*1.6=28чел.
Суточный состав звена электрослесарей:
N>яв>>.>>эл>>.>>сл>>.>=N>деж>>.>+N>рем>>.>, чел., (26)
где N>деж.>- количество дежурных электрослесарей в каждую рабочую смену, чел.;
N>рем.>- количество электрослесарей в ремонтно-подготовительную смену, чел.;
N>яв. эл.сл.>=3+3=6чел.
Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.
Явочный состав рабочих по проходческой бригаде составит:
N>яв>>.>>бр>>.>=N>яв>>.>>прох>+N>яв>>.>>эл>>.>>сл>>.>+N>яв>>.>>грп>, чел., (27)
N>яв.бр.>=18 +6+4=28 чел.
Списочный состав проходческой бригады составит:
N>сп>>.>>бр>>.>=N>яв>>.>>бр>>.>*К>сп>>.>>с>=28*1.6=44 чел. (28)
Производительность труда проходчиков и МГВМ на смену:
П>прох>=
=
=0.5
м/см. (29)
Производительность труда проходчиков и МГВМ за месяц:
П>мес.>=
=
=9.64
м/мес. (30)
Производительность труда рабочего подготовительного забоя на выход:
П>р.вых>=
0.32
м/вых. (31)
Производительность труда рабочего подготовительного забоя за месяц:
П>р.мес.>=
6.14
м/мес. (32)
3.2.7 Организация работ проходческого цикла
Проходческое звено состоит: из трех человек – двух проходчиков и одного МГВМ.
В начале смены производится прием – сдача смены, при этом осматриваются забой, оборудование, обращается особое внимание на соблюдение паспорта крепления и требований ПБ. После проверки устраняются все неисправности, и звено приступает к выполнению проходческого цикла.
МГВМ подготавливает комбайн П-110-01, проходчики готовят бурильные станки к работе. Далее МГВМ производит выемку и погрузку горной массы, один проходчик следит и подчищает место перегруза комбайна на перегружатель, третий проходчик готовит крепежный материал. После отбойки горной массы проходчики и МГВМ приступают к креплению забоя. Вентиляционная труба наращивается по мере отставания. В ремонтную смену три проходчика производят пропитку угля в массиве, далее переходят к наращиванию пожарно-оросительного трубопровода, трубопровода сжатого воздуха. Еще два проходчика производят монтаж монорельсового пути и наращивание ленточного конвейера. Три проходчика занимаются анкерованием и перетяжкой бортов, потом к ним присоединяются еще два. Два МГВМ занимаются ревизией и обслуживанием комбайна.
3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ
Рассчитывается продолжительность выполнения каждого процесса цикла.
,
мин,( 33 )
где t>см> – продолжительность смены, мин;
n>чел> – количество человек выполняющих процесс;
n>i> – трудоемкость каждого процесса, чел./смен;
прием, сдача смены: t>п.с.>=5 мин;
2) выемка горной массы:
=32
минуты,
3) крепление выработки:
=92
минуты,
Пока два человека занимались проведением выработки, третий проходчик готовил крепежный материал, тем самым снизив продолжительность процесса крепления на 9 минут.
4) наращивание вент. труб:
=1.2*3=4
минуты,
5)пропитка угля в массиве:
=14*9=126
минут,
6) наращивание ПОТ:
=10.5*9=95
минут,
7) наращивание труб. сжатого воздуха:
=10.5*9=95
минут,
8) монтаж монорельсового пути:
=17*9=153
минут,
9) наращивание ленточного конвейера:
=10.5*9=95
минут,
10) перетяжка бортов:
=50*9=450минут,
После окончания работ по
наращиванию ленточного конвейера и
монтажу монорельсового пути, два
проходчика переходят в помощь еще трем
проходчикам выполняющим работы по
перетяжке бортов, тем самым снижая время
выполнения этой работы на 90 минут.
Принимаем
=360 минут.
11) неучтенные работы:
=5*9=45
минут,
3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое
К работе по возведению временной, постоянной анкерной крепи допускаются рабочие, ознакомленные с паспортом на проведение и крепление выработки под роспись.
2.Оборка груди забоя, кровли и бортов выработки производится оборочной пикой под защитой постоянной крепи. Бурение скважин, установка в скважины анкеров производится под защитой временной крепи.
Скважины под установку анкеров следует бурить с применением противопылевых респираторов.
Запрещается: подвешивать к элементам анкерной крепи выработки подъемно-транспортные машины и механизмы, а также другое оборудование, создающего динамические и вибрационные нагрузки (лебедки, монорельс, подвесные канатные дороги, подвесные ленточные конвейеры, вентиляторы местного проветривания). Для установки перечисленного оборудования и механизмов необходимо устанавливать дополнительную анкерную крепь.
Контроль качества, установленной в забое анкерной крепи, осуществляется визуально и ключом КДМ, лицами участкового надзора не реже одного раза в месяц.
Бурение скважин в кровле выработки под установку анкеров производится по веерной схеме от центра выработки с увеличением угла их наклона к бокам выработки.
Отставание става вентиляционных труб от груди забоя не должно превышать 8 метров, отставание датчика контроля скорости (расхода) воздуха не должно превышать 10 – 15 метров.
Наращивание вентиляционного става и переноска датчика ДСВ производится в присутствии горного мастера при включённом вентиляторе местного проветривания.
Наращивание противопожарного става ППС производится в ремонтную смену под руководством горного мастера при снятом напряжении с забойным механизмов и отключения давления воды в ППС.
3.3 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистном забое
3.3.1 Горно-геологическая характеристика пласта Е-5 и вмещающих пород в лаве
Пласт Е-5 имеет сложное строение и представлен двумя угольными пачками. Общая мощность пласта 2.60-3.0 м (3.0 м), мощность чистых угольных пачек – 2.59 м., вынимаемая мощность – 3.0 м., породный прослой составляет 0.16 м. Кливаж угля развит в двух направлениях: Аз. падения 10º под углом 80º и Аз. падения 115º под углом 75º. В стратиграфическом разрезе пласт Е-5 залегает в 50 м ниже пласта Е-6 и в 26 м над пластом Е-4.
Уголь пласта относится к марке Ж (группа 2Ж).
Качественные показатели пласта Е-5:
1. Общепластовая зольность, %22.1
2. Эксплуатационная зольность, %26.2
3. Зольность чистых угольных пачек, % 7.8
4. Содержание влаги, % 2.5
5. Выход летучих веществ, %31.0
6. Пластометрические показатели, мм Х = 1, Y = 34
Повсеместно ожидается включение «колчеданов» карбонатного состава f=6-8, объемный вес – 2.45 т/м3. Колчеданы – до 5% , приурочены в основном к припочвенной части пласта.
Сопротивление угля резанию 130 кг/см2. Природная газоносность пласта Е-5 составляет 15-16 м3/т. Пласт с абсолютной отметки - 320 м угрожаемый по внезапным выбросам угля и газа, а с глубины 150 м. – угрожаемый по горным ударам, опасный по взрываемости угольной пыли. Уголь не склонен к самовозгоранию. Залегание пласта в пределах выемочного поля пологое, угол падения – 4-6º. Глубина отрабатываемой лавы 1-1-5-5 от поверхности 700 м.
Кровля пласта:
ложная – 0.15-0.25 м сложена алевролитом мелкозернистым трещиноватым с включением углистого материала, весьма неустойчивая, склонна к обрушению вслед за выемкой угля. Допустимая площадь обрушения 5 м2, время обнажения до 5 минут. Коэффициент крепости породы по шкале профессора Протодьяконова составляет 3 -4;
непосредственная – 5.0-5.5 м. – алевролит крупнозернистый, слоистый, средней устойчивости, в нижней части слоя (1,0-1,5 м.) имеет слабую устойчивость. Коэффициент крепости f = 3 - 4. Допустимая площадь обнажения 15-30 м2, время обнажения 30-45 минут. Кровля характеризуется по устойчивости – средняя, местами – неустойчивая.
основная – 7.5-8.0 м. – песчаник темно-серый, слоистый, среднеустойчивый. Коэффициент крепости f=6-8 . Кровля труднообрушающаяся, зависающая, тяжелая по нагрузочным свойствам, по управляемости – от среднеуправляемой до трудноуправляемой.
Почва пласта сложена алевролитом мелкозернистым темно-серым, при намокании пласт склонен к пучению. Коэффициент крепости f=3-4. Сопротивление почвы на вдавливание составляет 4.5 МПа (45 кг/см2).
Гидрогеологические условия – благоприятные. Учитывая большую глубину разработки пласта и низкую обводненность вмещающих пород, прогнозный приток воды не превысит 3-5 м3/час, который можно ожидать в зоне тектонических разрывных нарушений. Связь угля с породами кровли и почвы слабая.
Гипсометрия пласта волнистая.
Опасные зоны:
1. Некачественно затампонированные геологоразведочные скважины №№ 1007 , 3844, 3885 , 3845. Пласт и вмещающие породы вблизи скважин обводнены, обладают пониженной устойчивостью за счет размокания. В опасной зоне возможно куполение кровли, повышенный отжим угля. При вскрытии ствола скважин возможно повышенное газовыделение, приток воды до 2.5 м3/час под давлением до 50 атм. с последующим постоянным притоком до 1-2 м3/час.
2. Зоны тектонических нарушений обусловлены наличием вблизи смесителей ослабленных, интенсивно трещиноватых вмещающих пород и угля.
3.3.2 Выбор системы разработки
Система разработки определяется порядком ведения очистных и подготовительных работ, увязанных во времени и пространстве выемочного поля,
Увязка во времени означает выполнение условий, при которых обеспечивается своевременная подготовка каждого нового очистного забоя к моменту полной доработки предыдущего, включая проведение всех подготовительных выработок, монтажные и профилактические работы.
Увязка в пространстве регламентирует такое взаимное расположение очистных и подготовительных забоев в пространстве выемочного поля, при котором оставшаяся до полного оконтуривания участка часть подготовительных выработок еще может быть проведена за оставшееся до окончания его работ время.
При выборе системы разработки необходимо обеспечить выполнение предъявленных к ним основных требований, к которым относятся такие требования, как безопасность работ, экономичность, обеспечение наибольшей возможности добычи угля при наименьших потерях полезного ископаемого.
Однако, немаловажное значение при выборе системы разработки играет учет горно-геологических, технологических и организационных особенностей. К ним принято относить такие факторы, как форма месторождения, глубина разработки, гипсометрия, угол падения пласта, механические свойства угля и вмещающих пород, газоносность и т. д.
На выбор системы разработки пласта Е-5 влияют такие факторы, как угол падения пласта, газоносность и нагрузка на лаву.
Исходя из горно-геологических условий залегания пласта Е-5, наиболее приемлемой является система разработки - длинные столбы по простиранию с выемкой угля в комплексно – механизированном забое. Способ управления кровлей – полное обрушение.
Данная система разработки позволяет:
1) полностью разделить подготовительные и очистные работы во времени и пространстве, что позволит эффективно использовать высокопроизводительную технику;
2) вести детальную разведку пласта в период подготовительных работ;
3) концентрировать нагрузку на очистной забой;
4) осуществлять комплекс мероприятий направленных на своевременную профилактическую подготовку пласта к выемке.
3.3.3 Вскрытие и подготовка выемочного участка
Вскрытие и подготовка выемочного участка произведено конвейерным и путевым уклонами, на фланге – фланговым уклоном. Выемочный столб оконтурен конвейерным и вентиляционным штреком, монтажной камерой.
3.3.4 Обоснование и выбор средств механизации очистных работ
Для обеспечения устойчивости и ритмичности работы шахты в целом, проектом предусматривается технологическая схема с применением механизированных комплексов, которые позволяют механизировать и совмещать во времени все основные операции технологического процесса в очистном забое.
В настоящее время целесообразнее применять механизированные комплексы третьего поколения, которые относятся к технике повышенного технического уровня. В их состав входят самозарубающиеся очистные комбайны с бесцепной системой подачи и конвейеры унифицированного ряда повышенной энерговооруженности. Эти комплексы применяются практически во всех условиях эксплуатации.
3.3.4.1 Выбор типа и типоразмера механизированной крепи
Тип механизированной крепи выбирается прежде всего исходя из соответствия ее технической характеристики и области применения горно-геологическим условиям эксплуатации на проектируемых к отработке пластах, выемочных полях и участках с учетом вынимаемой мощности и угла падения пласта, его газоносности, обводненности, состава и свойств пород кровли и почвы и др.
Условия применения механизированной крепи на шахте «Осинниковская» являются благоприятными, так как горно-геологические условия не накладывают никаких ограничений на применение механизированных комплексов.
Для условий залегания проектируемого участка шахтного поля наиболее оптимальным будет применение механизированной крепи поддерживающе-оградительного типа МКЮ 4.11/32, выбор которой исходит из фактической мощности пласта с учетом ее изменения в пределах выемочного поля.
Таблица №7 Техническая характеристика крепи МКЮ 4.11/32
-
Параметры.
Значения.
Высота секции, м
Вынимаемая мощность пласта, м
Удельное сопротивление, кН/м2
920
Шаг установки, м
1.5
Масса секции, кг
10060
Скорость передвижки, м/мин.
4
3.3.4.2 Проверка крепи по проходному сечению
В силу того, что пласт Е-5 имеет относительную газообильность, составляющую 5.36 м3/т, необходимо сделать проверку возможности принятого типа крепи обеспечить необходимое по условиям проветривания проходного сечения рабочего пространства лавы.
После выбора требуемого типоразмера механизированной крепи необходимо в первую очередь провести ее проверку по фактору проветривания. Для этого необходимо сопоставить фактическую площадь сечения рабочего пространства данной крепи с полученной расчетным путем. При этом должно соблюдаться следующее условие:
(34)
где: S>p>- расчетная площадь сечения рабочего пространства крепи, м2;
S>ф>- фактическая площадь сечения рабочего пространства крепи, м2;
К>д>- коэффициент естественной дегазации пласта;
q>сн4>- относительная газообильность пласта, м3/т;
V>д мах>- максимальная допустимая скорость движения воздуха в очистном забое, м/с;
d- предельно допустимая концентрация метана в исходящей струе, %;
К>в.п.>- коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству;
Q>m>>=>>
>
, м/мин.; (35)
где: М- мощность пласта, м;
r- ширина захвата комбайна, м;
-
плотность угля, м3/т;
-
возможная скорость подачи комбайна;
м/мин.;
3*0.8*1.34*5=16.08м/мин.
=3.8
м2
3.8м2 < 6.48м2
Таким образом, выбранная крепь МКЮ 4.11/32 обеспечивает необходимое по условиям проветривания проходное сечение рабочего пространства лавы.
3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения
Для проектируемого выемочного участка принимаем индивидуальную крепь, состоящую из СВП-22 и стоек 17 ГВКУ.
3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера
Задача выбора типа выемочного комбайна сводится к анализу соответствия конструкции и параметров комбайна условиям применения их на данном пласте.
Для выемки угля в очистном забое принимаем комбайн К-500Ю, как наиболее энерговооруженный и способный обеспечить максимальную производительность в условиях пласта Е-5.
Таблица № 8 - Техническая характеристика комбайна K-500 Ю.
-
Параметры
Значения
Номинальная скорость подачи, м/мин.
0-5
Мощность привода, кВт
200*2+45*3
Производительность, т/мин.
12
Номинальное напряжение, В
1140
Масса, т
32
Тип забойного конвейера обычно регламентируется в составе комплекта оборудования принятого механизированного комплекса.
Для транспорта угля по лаве принимаем конвейер КСЮ-271.38.Л как наиболее подходящий по условиям проекта.
Таблица № 9 - Техническая характеристика конвейера КСЮ-271.38.Л
-
Показатели
Значение
Мощность пласта, м
1.4-5
Производительность, т/час
900
Мощность привода, кВт
2*250+250
Скорость цепи, м/с
1
Номинальное напряжение, В
1140
Ширина рештака, мм
700
Определяем необходимую производительность конвейера, которая должна быть не менее теоретической производительности комбайна.
Q>k>=60*Q>м>*К>к>*К>н>*К>г>*К>у>, т/час (36)
где Q>м>- минутная машинная производительность комбайна, т/мин.;
К>г>- коэффициент снижения производительности вследствие отказов,
К>у>- коэффициент, учитывающий угол падения пласта и направление доставки по лаве,
К>к>=
,
(37)
где
-
скорость цепи, м/с;
-
скорость комбайна, м/с
К>к>=
=1.09
Q>к>=60*6*1.09*1.51*1*0.85=503.6 т/час.
Конвейер КСЮ 271.38.Л имеет производительность 900 т/час. Следовательно, как показал проведенный расчет, выбранный конвейер обеспечивает производительность, необходимую для транспорта всего отбитого комбайном угля.
Определяем возможную максимальную длину конвейера L>к>:
L>к>=
, м (38)
где Р=
-
тяговое усилие привода, Н
Р=,Н
(39)
N-суммарная мощность двигателей конвейера, кВт;
-
КПД привода;
g>o>- масса одного метра тягового органа, кг;
g- масса одного погонного метра транспортируемого материала;
-
коэффициент сопротивления движению
тягового органа;
В- угол наклона конвейера;
-
коэффициент сопротивления движению
угля;
Р=
=68850
Н
L>к>=
=367
м
3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания
Длина очистного забоя является одним из основных параметров системы разработки, влияющих на технико-экономические показатели не только выемочного участка, но и всей шахты.
Длина очистных забоев, оборудованных механизированными комплексами, определяется в основном их конструктивными параметрами и строительной длиной механизированного комплекса поставляемого заводом изготовителем. Однако, во многих случаях оптимальная длина, зависящая от конкретных условий, не всегда совпадает с длиной комплексов в поставке.
Ориентировочно длину очистного забоя определяем по формуле:
L>л>=
,
м (40)
где
-
продолжительность смены, мин.;
-
время на подготовительно-заключительные
операции, мин.;
- время на выполнение концевых
операций, мин.;
-
количество циклов в смену, цикл.;
-
коэффициент готовности комбайна;
-
возможная скорость подачи комбайна,
м/мин.;
-
маневровая скорость комбайна, м/мин.;
-
время на замену одного зубка, мин.;
-
площадь торца вынимаемой полосы, м2;
-
расход зубков на 1м2
отбитого угля, шт/м2;
-
удельные затраты времени на вспомогательные
операции, мин.;
м2;
L>л>=
=204.7 м,
Принимаем длину лавы 200м.
Проверка длины очистного забоя по газовому фактору:
L>л>=
,м
(41)
где
-
площадь сечения забоя при минимальной
ширине призабойного пространства, м2;
-
коэффициент, учитывающий движение части
воздуха по выработанному пространству;
- коэффициент, естественной
дегазации пласта в период отсутствия
работ по выемке угля;
L>л>=
=353
м
Таким образом, принимаем длину лавы 200м.
3.3.6 Нагрузка на очистной забой
Суточная нагрузка на очистной забой с учетом горнотехнических факторов составит:
А>сут.>=
,
т (42)
где
-
время затрачиваемое на цикл, мин.;
,
мин. (43)
где
-
скорость холостого хода комбайна,
м/мин.;
суммарное
время на вспомогательные операции
цикла, отнесенные на 1м длины лавы, мин.;
К>о>- коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых;
К>к>- коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции;
-
рабочая скорость подачи комбайна,
м/мин.;
,
м/мин., (44)
где
-устойчивая
мощность двигателей комбайна, кВт;
N>уст>=0,75*400=300 кВт
-
удельные энергозатраты на выемку 1т
угля, кВт*ч/т;
0,15+0,0025*А=0,15+0,0025*132=0,48кВт*ч/т,
А- сопротивляемость угля резанию, кН/м;
=5
м/мин.
=112мин.
-
время работы в очистном забое за сутки,
мин.;
Т=(t>см>-t>п.з.>)*N>см>, мин. (45)
где t>см>- продолжительность смены, мин.;
t>п.з.>- продолжительность подготовительно-заключительных операций в смену, мин.;
N>см>- количество смен по добыче угля в сутки, см.;
Т=(360-54)*3=882мин.
-
количество угля с одного цикла, т;
А>ц>=L>л>*m*r*
*c,
т (46)
где с- коэффициент извлечения угля из забоя;
А>ц>=200*3*0,8*1,34*0,98=635.04т
А>сут.>=
=5001т/сут.
Проверяем полученную суточную нагрузку по газовому фактору:
А>г>=
,т/сут.,
(47)
где
-
коэффициент, учитывающий утечки воздуха
через выработанное пространство;
-
коэффициент, учитывающий естественную
дегазацию пласта в период отсутствия
работ по выемке угля в лаве;
-
коэффициент, неравномерности газовыделения;
А>г>=
=5133
т/сут.
Таким образом, полученная суточная нагрузка проходит по газовому фактору.
Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет:
,
цикл., (48)
=7.87циклов.
Принимаем 7.5 циклов в сутки.
Скорректируем суточную нагрузку в зависимости от принятого количества циклов:
А>сут>=А>ц>*N>ц>=635.04*7.5=4763т/сут. (49)
Окончательно принимаем суточную нагрузку на очистной забой, равну 4763т/сут.
3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих и производительность труда
Для определения численности рабочих на выемочном участке, расчета и построения графика работ в очистном забое, а также определения производительности труда рабочих и других показателей по выемочному участку необходимо установить комплексную норму выработки, а для расчета себестоимости 1т угля по участку – комплексную расценку.
3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка
Индивидуальная норма выработки на одного рабочего устанавливается делением Н>в.уст.> на норму обслуживания Н>обсл.>:
Н>в.уст.чел.>=
=
=75
т (50)
Трудоемкость работ по выемке угля:
,
чел./см., (51)
где А>см.>- сменная добыча из очистного забоя, т/см.,
=21.17чел./см.
Трудоемкость работ по выемке угля приводится к одному циклу, для чего определяется коэффициент цикличности:
2.5цикла
(52)
Трудоемкость выемки приведенная к одному циклу:
=
8.5чел.см./цикл
(53)
Трудоемкость по другим видам работ, входящих в очистной цикл определяется :
,
чел./см., (54)
где V-объем работ по процессу,
Н- норма выработки на определенный вид работ, установленная по нормировочнику.
При расчете комплексной нормы выработки и расценки учитываются работы по ежесуточному техническому обслуживанию и ремонту оборудования, которые выполняются в ремонтно-подготовительную смену звеном ГРОЗ и МГВМ.
Таблица№ 10 - Расчет комплексной нормы выработки и расценки
-
Наименование работ
Ед. изм.
Норма выработки
Объем работ на цикл
Трудоемкость работ
Тарифн. ставка,
руб.
Стоим. работ,
руб.
Выемка угля
т
600
635.04
8.5
200.664
284.27
Передвижка конв. линии
м
205.1
200
0.98
200.664
32.78
Передвижка головок:
а) натяжной
б) приводной
м
м
12.5
7.5
0.8
0.8
0.064
0.11
200.664
200.664
2.14
3.68
Пробивка передового крепления
ст.
29
4
0.14
200.664
4.68
Укорачивание ленточного конвейера
м
20
0.8
0.04
200.664
1.34
Передвижка перегружателя
м
25.2
0.8
0.03
200.664
1.01
Неучтенные работы 5%
0.572
200.664
19.13
Итого:
м
0.8
10.17
2040,8
Комплексная норма выработки составит:
,
т (55)
где
-
суммарная трудоемкость цикла, чел./см.;
=156.1т/чел.см.
Сдельная комплексная расценка 1т угля составит:
,
руб. (56)
где
-
суммарные затраты на цикл, руб.
=3.21
руб.
Численность очистной бригады определяем с учетом планируемого перевыполнения норм выработки. Явочное число рабочих в добычную смену принимаем ниже полученного по нормам выработки общего числа человекосмен.
,
чел., (57)
где
-
коэффициент выполнения норм выработки;
30.2человек.
Принимаем в добычные смены 30 человек. В ремонтно-подготовительную смену принимаем N>яв.гроз рем.>=10 человек и N>яв.мгвм рем.>=2 чел. Итого явочный штат ГРОЗ и МГВМ составит 42 человека в сутки.
Списочный состав рабочих очистного забоя:
N>сп.>=N>яв.>*К>сп.с>, чел., (58)
где К>сп.с>- коэффициент списочного состава;
К>сп.с>=,
(59)
где
-
количество рабочих дней в году;
-
количество праздничных дней в году;
-
количество выходных дней в году;
-
количество дней отпуска в году;
-
коэффициент, учитывающий неявку на
работу по уважительным причинам.
К>сп.с>==1.6
N>сп.>=42*1.6=67чел.
Суточный состав звена электрослесарей:
N>яв>>.>>эл>>.>>сл>>.>=N>деж>>.>+N>рем>>.>, чел., (60)
где N>деж.>- количество дежурных электрослесарей в каждую добычную смену, чел.;
N>рем.>- количество электрослесарей в ремонтно-подготовительную смену, чел.;
N>яв. эл.сл.>=3+5=8чел.
Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.
Явочный состав рабочих по выемочному участку составит:
N>яв>>.>>уч>>.>=N>яв>>.>>гроз>+N>яв>>.>>эл>>.>>сл>>.>+N>яв>>.>>грп>, чел., (61)
N>яв.уч.>=42 +8+4=54 чел.
Списочный состав добычного участка составит:
N>сп.уч.>=N>яв.уч.>*К>сп.с>=54*1.6=86 чел. (62)
Производительность труда ГРОЗ и МГВМ на смену:
П>гроз>=
=
=113.4
т/см. (63)
Производительность труда ГРОЗ и МГВМ за месяц:
П>мес.>=
=
=2132.7
т/мес. (64)
Производительность труда рабочего добычного участка на выход:
П>р.вых>=
88.2
т/вых. (65)
Производительность труда рабочего добычного участка за месяц:
П>р.мес.>=
1661.5
т/мес. (66)
3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ
При эксплуатации комплекса необходимо руководствоваться «Правилами безопасности в угольных шахтах».
К эксплуатации допускаются горнорабочие, прошедшие специальное обучение знанию устройства оборудования комплекса.
Горно-технологические условия применения комплекса должны соответствовать его техническим параметрам.
Не допускается использование отдельной секции, потерявшей сопротивление горному давлению.
Запрещено находится под секцией при снятии ее с распора.
Категорически запрещается нахождение людей у забоя во время передвижки лавного привода.
Пуск комбайна осуществлять с обязательной подачей предупредительного сигнала и при отсутствии людей вблизи режущих органов.
Запрещается работа комбайна без орошения.
Запрещается транспортировка, каких либо материалов по лавному приводу при работающем комбайне.
Запрещается хождение людей по рештачному ставу лавного привода и переход через него при его работе.
Запрещается работа комплекса, при содержании метена более 1%.
Запрещается эксплуатация комбайна и конвейера при неисправной предупредительной сигнализации.
Проход по лаве разрешается только между передними и задними рядами стоек.
Запрещается нахождение людей между секциями крепи при их передвижки.
Запрещается работа комплекса с поврежденными силовыми кабелями.
3.4 Вентиляция
Филиал «Шахта «Осинниковская» отнесена к опасной по горным ударам (пласты Е6 и Е4), внезапным выбросам угля и газа (пласты К2 и К1), суфлярным выделениям (пласты К4, К3 и К1в.п.) и по взрываемости угольной пыли.
К самовозгоранию пласты не склонны.
Система проветривания шахты – единая, схема проветривания – комбинированная, способ проветривания – всасывающий.
Свежий воздух подается в шахту на гор.-160м по двум клетьевым стволам и частично обоим скиповым. Исходящая струя воздуха выдается по вентиляционному гор. -60м за счет депрессии, создаваемой всасывающими вентиляторами, установленными на вентиляционном стволе №6 (ВЦД-47,5У), фланговом стволе (ВЦ-5) и вентиляционном стволе №4 «Черная Тайжина» (ВШЦ-16). До настоящего времени свежий воздух подавался по вентиляционному стволу №4, что приводило к обмерзанию ствола в зимнее время. В настоящее время на шахте сложилась очень сложная схема управления проветриванием, в результате чего возникают трудности в обеспечении очистных и подготовительных забоев потребным количеством воздуха. Наличие разнотипных вентиляторов, работающих на единую сеть, большая (124,6 км) протяженность поддерживаемых выработок, в некоторых случаях, сечение которых не обеспечивает допустимую по ПБ скорость воздушной струи. Это приводит к невыполнению требований по обособленному проветриванию лав и подготовительных забоев, а также к необоснованному увеличению затрат на поддержание старых вентиляционных выработок и вентиляторных установок.
Распределение воздуха по вентиляционной схеме осуществляется в основном за счет установки шлюзов, что обуславливает повышенные утечки воздуха по сравнению с расчетными и снижает устойчивость проветривания шахты в целом.
Шахтная вентиляционная сеть имеет большое аэродинамическое сопротивление из-за неудовлетворительного состояния отдельных выработок (малое сечение, перевалы, загромождение оборудованием и т.д.).
3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка
Общее количество воздуха, необходимого для проветривания участка, определяется по формуле
Q>ш>=1,1(.Q>уч>+Q>п.в>+Q>под.в>+Q>пог.>+ Q>ут.>),м3/мин. (67)
где 1,1 -коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;
Q>уч> -расход воздуха для проветривания выемочных участков, м3/мин;
Q>п.в> -расход воздуха, подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок, м3/мин;
Q>под.в> -расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок,м3/мин;
Q>ут >-утечки воздуха через вентиляционные сооружения, расположенные за пределами выемочных участков ,м3/мин.
3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка
Количество воздуха, необходимое для проветривания очистных выработок, должно рассчитываться по выделению метана, углекислого газа, газов, образующихся при взрывных работах, по числу людей и должно проверяться по допустимой скорости движения воздуха, а при последовательном проветривании подготовительных и очистных выработок также по производительности вентиляторов местного проветривания (ВМП). Окончательно принимается наибольший результат.
Расчет по выделению метана:
.
(68)
где Q>оч> — количество воздуха, необходимое для проветривания очистной выработки;
I>оч>- ожидаемое среднее газовыделение в очистной выработке, I>оч>=5,36 м3/мин;
k>н> - коэффициент неравномерности газовыделения (табличный коэффициент, зависит от среднего метановыделения в очистной выработке), k>н>=1.44;
с - допустимая концентрация газа в исходящей из очистной выработки
вентиляционной струе, 1%;
с>0> — концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, 0%;
kо.з.— коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному ;если ожидаемое метановыделение рассчитывается по природной метаноносности, то принимается равным 1.
(68)
Расчет по числу людей
Q>оч>=6* n>ч>, (69)
где: n>ч> - наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке.
Q>оч>=6*25=150 м3/мин,
Расчет по газам, образующимся при взрывных работах, не производим, так как выемка угля производится комбайном.
Q>оч> ≤Q>оч>> max> ; (70)
Q>оч>> max> =60 S*v>max>. (71)
где: S>св>- сечение выработки в свету
v>max> =4м/с –максимально допустимая скорость движения воздуха по выработкам
Q>оч.max>=60*14,88*4=3571 м3/мин;
1468 м3/мин ≤ 3571 м3/мин
3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок
Расход воздуха,необходимый для проветривания тупиковых выработок и стволов,рассчитывается по выделению метана или углекислого газа, по газам, образующимся при взрывных работах, числу людей, средней минимальной скорости воздуха в выработке и минимальной скорости воздуха в призабойном пространстве выработки с учетов температуры.
Окончательно принимается наибольший результат.
Расчет количества воздуха,
необходимого для разжижения метана,
выделевшегося в выработку:
,
м3/мин, (72)
где,
– абсолютная газоносность угля или
породы, м3/мин;
>.>
– коэффициент неравномерности
газовыделения;
С – допустимая по ПБ концентрация метана;
С>0> – содержание метана в атмосфере шахты
Q>р.г.>
=
м3/мин.,
Необходимое количество воздуха по максимальному числу людей:
Q>л> =q>ч>*N>чел>, м3/мин; (73)
где, q>ч> – норма воздуха приходящаяся на одного человека, м3/мин;
Q>л> =6*20=120 м3/мин.
Необходимое количество воздуха по пыли:
Q>п> =60*V>min>*S>св>, м3/мин (74)
где, V>min> – минимальная скорость движения воздуха, м/с;
S>св> – площадь, поперечного сечения выработки в свету, м2.
Q>п> =60*0.25*14.88=223.2 м3/мин.
Расчет по газам, образующимся при взрывных работах не производим так как выемка угля производится комбайном.
Принимаем расход воздуха равный 590м3/мин.
590 м3/мин ≤ 3571 м3/мин
3.4.1.2.1 Расчет депрессии и выбор вентилятора
Определяем производительность ВМП:
Q>в> =Q>р>*ρ>ут> м3/мин, (75)
где, ρ>ут> –коэффициент утечки воздуха в трубопроводе;
Q>в> =590*1.15=678.5 м3/мин.
Q>пр.> =678.5*1.43=970 м3/мин.
Определяем напор, который должен создавать ВМП:
,
Па, (76)
где, R>тр> – аэродинамическое сопротивление трубопровода, Нс2/м4;
R>тр>
=
,
Нс2/м4;
(77)
где,
–
коэффициент аэродинамического
сопротивления трубопровода;
-длина
става вентиляционных труб, м;
– диаметр вентиляционного
трубопровода, м;
R>тр>
=6.5*45*10-5*
=2.3
Нс2/м4;
5980
Па.
Выбор вентилятора местного проветривания:
По полученным данным Q>в> =970 м3/мин и h>в> =5980, Па, выбираем 4 вентилятора местного проветривании типа ВМ-8М, подключенные параллельно (2 в работе, 2 в резерве).
Таблица № 11 - Техническая характеристика вентилятора ВМ-8М.
-
Параметры.
Значения.
Производительность, м3/мин.
780
Давление, Па
4200
Мощность электродвигателя, кВт
50
Длина проветривания, м
1000
Площадь сечения проветриваемой выработки, м2
До 20
Масса, кг
795
3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок
Расчет для поддерживаемых выработок выполняется по их фактической газообильности с проверкой по скорости движения воздуха:
(78)
где:
– абсолютная газоносность угля или
породы,
=0,2
м3/мин;
3.4.1.3.1 Расчет количества воздуха для вентиляционного штрека
м3/мин
Q>в.ш> =60*V>min>*S>св, >м3/мин (79)
Q>в.ш> =60*0,25*14,88=223 м3/мин
Принимаем расход воздуха равный 223 м3/мин.
3.4.1.3.2 Расчет количества воздуха для промежуточных печей
м3/мин
Q>п,п,.>=60*0,25*12=180 м3/мин
ΣQ>п.п.>=180*4=720 м3/мин
Q>п.в>=223+720=943 м3/мин
Количество воздуха для проветривания погашаемых выемочных участков принимается равным 0,5*Q>уч.> и составит Q>пог.>=734 м3/мин
3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения
,
м3/мин (80)
где Q>ут> - норма утечек через сооружение при фактическом перепаде давления, м3/мин;
Q>ут.н> - норма утечек через сооружение при перепаде давления 50 кгс/см2, м3/мин;
h —фактический перепад давления, мм вод.ст.; определяется на основании замеров или по данным расчета депрессии шахты.
Для поддерживаемых выработок норму утечек через перемычки с дверями следует сравнить с количеством воздуха, рассчитанным согласно формуле, и принять большую из этих величин.
Нормы утечек воздуха через шлюзы Q>ут.шл>. .м3/мин
Q>ут.шл.>=k>пер*> Q>ут >, м3/мин (81)
где: k>пер >- коэффициент, зависящий от числа перемычек в шлюзе принимается равным 0,76 при двух перемычках, 0,66 при трех и 0,57 при четырех;
Q>ут> - норма утечек воздуха через одну перемычку при общем перепаде давления нашлюзе,м3/мин.
Q>ут.шл.н>=0,76*20=15,2 м3/мин
м3/мин
ΣQ>ут.шл.н>=16*14,4=230 м3/мин
Норма утечек через кроссинг определяется как сумма норм утечек через шлюзы (перемычки), умноженная на коэффициент 1,25.
Q>ут.кр.н>=1,25*16*14,44=287 м3/мин
м3/мин
Σ Q>ут.н>=230+272=502 м3/мин
Q>ш>=1,1(1468+2*970+943+734+502)=6022 м3/мин
3.4.1.5 Расчет депрессии шахты
Расчет депрессии участка ведется по формуле
,
даПа (82)
где: a- Коэффициент аэродинамического сопротивления, сгс2/м4
L- Длина выработки, м
P- Периметр выработки, м
S- Сечение выработки, м2
Q- Количество воздуха, проходящего по выработке м3/с
Таблица № 12 – Расчет депрессии шахты
-
Участок на схеме
Наименование выработки
Тип и материал крепи
Сечение выработки, м2
Периметр выработки, м
Длина выработки, м
Коэффициент аэродинами-ческого сопротивле-ния, сгс2/м4
Количество воздуха,про-ходящего по выработке м3/с
Депрессия выработки,
мм вод .ст.
1-2
Клетьевой
ствол
бетон
50,2
25,12
540
0,0003
92,4
0,15
2-3
Околостволь-ный двор
бетон
19
21
300
0,001
92,4
7,46
3-4
Путевой квершлаг
бетон
19
21
2000
0,001
32
7,98
4-5
Магистральный конвейерный уклон
металл
19
21
1000
0,001
48
6,7
5-6
Путевой
уклон
металл
19
21
960
0,001
32
2,86
6-7
Групповой путевой уклон Е-5
металл
19
21
1000
0,001
48
6,7
7-8
Групповой конвейерный уклон Е-5
металл
19
21
300
0,001
26
0,5
8-9
Групповой конвейерный уклон Е-5
металл
19
21
700
0,001
10
0,2
9-10
Вентиляционный штрек
анкера
15
16
2000
0,0008
14,05
1,48
10-11
Конвейерный штрек
анкера
15
16
2500
0,0008
14,05
1,85
10-12
Вентиляционный штрек
анкера
15
16
4000
0,0008
3
0,14
12-13
Конвейерный штрек
анкера
15
16
4000
0,0008
7
0,74
13-14
Вентиляционный штрек
анкера
15
16
4000
0,0008
20
9,18
14-15
Конвейерный штрек
анкера
12
14
4000
0,0008
4
0,36
15-16
Пром. печь
анкера
12
14
1300
0,001
3
0,01
16-17
Флаговый
уклон Е-5
металл
19
21
1000
0,001
80
15
17-18
Полевой
штрек П-4
металл
19
21
800
0,001
80
12
18-19
Людской
уклон К-1
металл
19
21
1200
0,001
80
18
19-20
Южный вентиляционный ствол
бетон
40
20
300
0,0003
80
0,18
Итого
107
Депрессия шахты h=107 мм вод .ст. (даПа)
3.4.1.5 Выбор вентилятора главного проветривания
Для выбора вентилятора главного проветривания определяется его депрессия по формуле
h >в >=h> >>ш> +h >вн >,даПа (83)
где h >ш >— депрессия шахты;
h >вн> — внутренние потери давления в вентиляторе;
h >вн>=R>в>Q>в>2 , даПа (84)
R>B> — аэродинамическое сопротивление вентилятора ;
Q>B >— дебит вентилятора м3/с,
Q>в>=k>вн.ут>Q>ш, >, м3/мин (85)
k>вн.ут>- коэффициент внутренних утечек вентилятора k>вн.ут>=1,1
R>в>= а( π/D4 ), (86)
а — 0,4-1 — коэффициент, учитывающий тип вентилятора;
D — диаметр рабочего колеса вентилятора, D=2,1 м.
R>в>=0,6(3,14/2,14)=0,1
Q>в>=0,01*6022=60,22 м3/с
h >вн>=0,1*60,22=6,022 даПа
h >в >=107+6,022=113 даПа
Параметрам Q>ш> =100 м3/с и h>в>=113 даПа соответствует вентиляторная установка ВОД 21 при регулировании снятием шести лопаток с рабочего колеса 2 ступени.
3.5 Водоотлив
Вода из насосных камер главного водоотлива гор. -160м выдается на действующие очистные сооружения. Вода с гор. +40м и гор. -60м перепускается на гор. -160м.
В настоящее время на шахте действуют два водоотлива на гор. -160м:
заглубленная водоотливная установка №1 в околоствольном дворе клетьевого ствола;
водоотливная установка №2 в околоствольном дворе нового клетьевого ствола.
Общая емкость обоих водосборников составляет 9520 м3. Выдача водопритоков на поверхность осуществляется по трубопроводам клетьевого и нового клетьевого стволов.
Существующая водоливная установка гор.-160м клетьевого ствола рассчитана на водоприток: нормальный - 200 м3/ч, максимальный – 570 м3/ч. Камера оборудована 8 насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по 4 ставам труб диаметром 250мм, проложенным по клетьевому стволу.
Существующая водоливная установка гор.-160м нового клетьевого ствола рассчитана на водоприток: нормальный – 280 м3/ч, максимальный – 850 м3/ч. Камера оборудована 7 насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по двум ставам труб диаметром 420мм, проложенным по новому клетьевому стволу.
3.6 Подъем
Двухклетьевой подъем клетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования, материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности до гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 6х2,4, двухэтажной клетью типа 1НВ400 – 9,0.
Двухклетьевой подъем нового клетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования, материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности до гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 4х2,3, двухэтажной клетью типа 1НВ400 – 9,0. Двухскиповой подъем №1, предназначен для выдачи горной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной 2ц – 5х2,3, скипой типа С-15 в количестве четырех штук.
Двухскиповой подъем №2, предназначен для выдачи горной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной 2ц – 5х2,3, скипой типа С-15 в количестве двух штук.
3.7 Электроснабжение, автоматизация
3.7.1 Автоматизация
Проектом предусматривается полная конвейеризация транспортирования полезного ископаемого. В качестве аппаратуры автоматического управления конвейерами используется комплекс АУК-1М. Для контроля скорости и целостности[рабочего органа ленточного конвейера, проектом предусматривается применение тахогенераторных датчиков скорости УПДС. Контроль за состоянием рабочего органа скребкового конвейера осуществляется магнитоиндуктивным115 датчиком ДМ-2М. Для предотвращения схода ленты в сторону, используется датчик КСЛ-2.
Для автоматизации подземного транспорта, проектом предусмотрено применение аппаратуры: блокировки стрелок и сигналов (АБСС-1), частотного управления стрелками (ЧУС-3), комплекс устройств НЭРПА.
В качестве аппаратуры управления водоотливными установками, используется аппаратура ВАВ-1. Автоматическое управление насосными агрегатами осуществляется по уровню воды в водосборнике. В зависимости от заданной программы, насосные агрегаты включаются при верхнем, повышенном и аварийном уровнях. При отключении неисправного насоса, агрегаты включают резервный. Насосы могут работать с управляемыми задвижками и без них. Для участкового водоотлива применяется автоматизированная аппаратура управления АВ-7.
Особое внимание уделяется вентиляции, как наиболее важной системе в жизнеобеспечении шахты. Для автоматизации управления ВМП, используется аппаратура типа АПТВ, которая отвечает всем требованиям, предъявляемым к аппаратуре автоматизации. При проветривании подготовительных выработок, проектом предусмотрено применение оборудования "АПТВ" с устройством "Ветер":
1) непрерывный автоматический контроль количества воздуха, поступающего к забою тупиковой выработки по вентиляционному трубопроводу;
2) регулируемую выдержку времени на включение группового аппарата, питающего электроприемники нарезных выработок в пределах от 5 до 20 минут с момента выдачи датчиком скорости воздуха сигнала о нормальном проветривании выработки;
3) автоматическое снятие напряжение с забойного оборудования с регулируемой выдержкой времени от 0,5 до 2 минут с момента нарушения нормального проветривания;
4) снятие напряжения с забойного оборудования без выдержки времени при отключении пускателя ВМП;
5) автоматизированное местное и диспетчерское управление (через систему телемеханики) рабочим и резервным ВМП;
6) импульсное включение пускателей рабочего и резервного ВМП, обеспечивающее плавное заполнение вентиляционного трубопровода воздуха;
7) автоматическое включение резервного ВМП при отключении рабочего вентилятора;
8) автоматическое повторное импульсное включение пускателей, рабочего и резервного ВМП при восстановлении напряжения хотя бы на одном из них в течении менее 110 секунд с момента исчезновения напряжения на аппаратуре;
9) выдачу сигналов в систему телемеханики:
- о работе рабочего или резервного ВМП;
- о снижении количества воздуха, подаваемого в забой;
10) местную световую сигнализацию о нормальном и аварийном режимах проветривания и разрешении включения группового аппарата;
11) самоконтроль основных элементов схемы, в том числе защитный отказ от замыкания и отрыва сети датчика скорости воздуха в воздухопроводе;
12) нормальную работу резервного (рабочего) ВМП при отключениях на ремонт и для ремонтных осмотров пускателей.
Комплекс автоматической газовой защиты и телемеханического контроля содержания метана в рудничной атмосфере, является составной частью автоматизированной системы проветривания. Многофункциональная комплексная аппаратура "Метан" предназначена для непрерывного местного и централизованного контроля содержания метана и выдачей сигнала на автоматическое отключение электроэнергии контролируемого объекта, при достижении предельно допустимой концентрации метана в угольной шахте.
В зимнее время необходимо подогревать воздух, поступающий в шахту. Для автоматизации процесса нагрева, в калориферных установках применяется
аппаратура АКУ-63, входящая в ее комплект станция СУР-63, монтируется в помещении калорифера. Она контролирует и поддерживает заданный уровень температуры воздуха в стволе, а также выдает на пульт ПД-63 в диспетчерскую, звуковую и световую сигнализацию о температуре и работе установки.
На шахте внедрена система оперативно диспетчерского управления. В помещении диспетчерской выделен оператор АГВ, осуществляющий контроль за концентрацией метана в шахтной атмосфере. Установлены 3 пункта управления телемеханической системой "Ветер".
Для оперативного руководства технологическими процессами, имеется десятисекционный щит типа КОД-1М и пульт диспетчера с коммутатором связи ДКСГ.
С помощью установленной аппаратуры осуществляется контроль за работой всех основных технологических комплексов и агрегатов, а также управления вентиляторами местного проветривания, насосами.
3.7.2 Расчет электроснабжения
Таблица № 13 - Характеристика энергопотребителей
-
.Наименование потребителей
Тип
Электродвигателя
Кол-во
Двигателей
Шт.
Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А
Cos.
КПД ,
Комбайн K-500Ю
ДКВ-250
ДКВ-45
2
3
200
45
1140
1140
127
31,3
945
172,2
0,86
0,8
0,935
0,9
Лавный привод
КСЮ
ДКВ-355L4
2
250
1140
153
1071
0,88
0,94
Перегружатель ПСМ
ДКВ-355L4
1
250
660
265
1855
0,88
0,94
Дробилка ДУ1Р69М
2ВР250L4
1
75
660
81
526,5
0,88
0,915
Ленточный конвейер 1ЛТ-100
АВР-280L4
1
160
660
265
2120
0,88
0,94
Маслостанция
СНЛ-180
АВР280S4Р
АВРВ 132 SB2
2
2
110
7,5
660
660
124
8,25
930
62
0,83
0,86
0,93
Лебёдка ЧЛ-1
ВРП-160S4
2
15
660
17,5
96,2
0,84
0,9
Лебедка ЛПК-10
ВРП-180 М4
2
30
660
34
204
0,87
0,89
Насос 1В-20/10
ВРП-160 S4
2
15
660
17,5
96,2
0,84
0,9
АНУ
ВРП225М4
1
55
660
104
782
0,87
0,92
АПШ.1
Трансформатор
2
4
660/127
---
---
---
---
3.7.2.1 Расчет осветительной сети
Расчетная мощность осветительного трансформатора или пускового агрегата используемого в качестве источника питания осветительной сети, определяется:
;
(87)
где:
суммарная
мощность всех ламп, Вт;
КПД сети,
;
КПД
светильника,
;
коэффициент
мощности светильника,
Для освещения лавы принимаем светильники типа СЗВ 1.2 М, которые устанавливаются примерно через 16м друг от друга. Техническая характеристика выбранного светильника представлена в таблице № 2
Таблица № 14 - Техническая характеристика светильника СЗВ 1.2 М
-
Наименование светильника
Тип
Мощность,
Рл , Вт
Исполнение
КПД светильника
Напряжение, В
Коэффициент
мощности
СЗВ 1.2 М
ЛН
60
РВ
50
127
0,5
Поскольку длина лавы
,
то количество ламп принимаем равным
12шт.
,
(88)
так как принимаем к установке АПШМ-0.1.
Следовательно,
,
Сечение жил магистрального осветительного кабеля:
(89)
где:
-
момент нагрузки, кВт*м;
-
коэффициент, значение
которого для трехфазной линии при
равномерной нагрузке принимается равным
8,5;
-
принимаем равным 4%;
Момент нагрузки для линий с равномерной распределенной нагрузкой:
(90)
где:
-
протяженность осветительной
сети, м
Тогда:
Поэтому:
Согласно расчетам, принимаем кабель марки КОГРЭШ 4х6+1х4.
Расчет тока короткого замыкания осветительной сети:
(91)
Участок 1:
Участок 2:
Ток короткого замыкания рассчитываем по приведенной длине:
Точка №1:
Точка№2:
Точка№3:
Ток уставки АПШМ:
(92)
-
принимаем уставку равную 40 А.
Проверяем выбранную вставку относительно короткого замыкания:
(93)
3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции
3.7.2.2.1 Выбор силового трансформатора УПП №201(А) для питания комбайна К-500 Ю
Таблица № 15 – Характеристика энергопотребителей
-
Наименование потребителей
Тип
Электродвигателя
Кол-во
Двигателей
Шт.
Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А
Cos.
КПД ,
Комбайн K-500
ДКВ-250
ДКВ-45
2
3
200
45
1140
1140
127
31,3
945
172,2
0,86
0,8
0,935
0,9
Р>уст >= 535 квт.
Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S>р >присоединенных к подстанции потребителей по формуле:
;
КВА (94)
где: h>c> - коэффициент спроса
-
Cуммарная
установленная мощность потребителей,
-
установленный коэффициент мощности,
для очистных и подготовительных забоев
принимают 0,6.
Коэффициент спроса определяется по формуле:
(95)
где: P>max> - мощность наиболее мощного потребителя,
Cледовательно: мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:
КВА;
Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2
3.7.2.2.2 Выбор и проверка кабельной сети участка
Выбор кабельной сети по допустимой нагрузке производится по условию:
(96)
где:
-длительно
допустимый по нагреву ток кабелей с
соответствующим сечением жил;
-
рабочий ток кабеля.
Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:
(97)
где:
коэффициент
спроса для группы потребителей получающих
питание от магистрального кабеля;
суммарная
установленная мощность группы
потребителей, получающих питание по
выбираемому магистральному кабелю,
кВт;
номинальное напряжение сети, В;
средневзвешенный
коэффициент мощности,
Магистральный кабель для питания К-500 определяется по формуле:
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х95+3х4+1х10, с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица№ 16 – Характеристика принятых кабелей
-
Обозначение кабеля по схеме
Принятый тип кабеля
Длительно допустимый ток, А
Расчетный ток, А
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
356
280
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
356
280
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
356
233
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
168
63
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
356
233
3.7.2.2.3 Проверка сети на колебание напряжения при пусковом режиме
а) Допустимое минимальное напряжение на зажимах эл. двигателя при пуске:
(98)
где:
;
(99)
б) Определение уровня напряжения у двигателя комбайна при пуске:
(100)
где:
потеря
напряжения в сети от остальных работающих
двигателей при номинальном напряжении
в тех участках сети, через которые
получает питание основной электродвигатель;
число
одновременно включающихся и получающих
питание по одному кабелю электродвигателей;
-
номинальный пусковой ток двигателя, А
-
соответственно суммарное активное и
индуктивное сопротивление трансформатора,
магистрального и гибкого кабеля по
которым проходит пусковой ток запускаемого
электродвигателя, Ом
-
коэффициент мощности электродвигателя
в пусковом режиме;
3.7.2.2.4 Проверка кабельной сети участка по допустимым потерям напряжения при нормальном режиме работы
Проверка проводится исходя из условия:
;
(101)
где
-
суммарные потери напряжения;
а) Потери напряжения в трансформаторе:
(102)
(103)
(104)
(105)
или в абсолютных величинах:
б) Потери напряжения в магистральном кабеле:
(106)
в) Потери напряжения в комбайновом кабеле:
г) Общая потеря напряжения во всех элементах цепи:
(107)
д) напряжение на зажимах комбайнового двигателя:
(108)
е) Колебания напряжения на зажимах двигателя при нормальном режиме:
что равно допустимым 5%.
Проверка кабельной сети по допустимой емкости
Таблица №17 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости
-
№ п/п
Обозначение кабеля
Марка кабеля
Длина кабеля
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза
1
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,015
0,77
0,012
2
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,010
0,77
0,01
3
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,015
0,77
0,012
4
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
0,334
0,53
0,177
5
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,364
0,77
0,28
0,494
С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:
(109)
Кабельная сеть лавы проходит по допустимой емкости.
3.7.2.2.5 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:
(110)
Максимальный ток 3х фазного к.з. определяем по формуле:
,
А (111)
Таблица № 18 - Расчет токов короткого замыкания в участковой сети
-
Точка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
Приведенная
длина
,м
КТПВ
630/6-1,2
0
0
0
0
5163
8260
ВВ-400Р
15
3х95
0,54
8,1
5074
8118
ПВИР-250 БТ
15
10
3х95
3х95
0,54
0,54
13,5
5060
8096
ПВИ-315H+R
15
10
15
3х95
3х95
3х95
0,54
0,54
0,54
21,6
4919
7870
К-500
( 445КВт )
15
10
364
3х95
3х95
3х95
0,54
0,54
0,54
340
3992
6387
К-500
(2*45КВт)
15
10
334
3х95
3х95
3х35
0,54
0,54
1,41
256
2681
4289
3.7.2.2.6 Выбор защитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:
Номинальное напряжение
Номинальный ток
Отключающая способность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение, на
которое изготовлен аппарат должно
соответствовать напряжению сети, в
которой он будет эксплуатироваться и
должно быть не менее его:
.
Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:
(112)
Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:
(113)
Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :
(114)
Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:
(115)
Встроенный в подстанцию КТПВ-630/6-1,2 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на ток 630 А изготовлены на напряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
Встроенные в подстанцию КТПВ-630/6-1,2 автомат А3792 проходят по этим трем условиям.
3.7.2.2.7 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.
(116)
где:
- уставка тока срабатывания реле, А.
-пусковой ток наиболее мощного
электродвигателя.
- сумма номинальных токов остальных
электродвигателей.
Для защиты ответвлений,питающих группы одновременно включаемых электродвигателей:
(117)
Для защиты одиночного электродвигателя:
(118)
Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
(119)
где:
– коэффициент чувствительности защиты,
равный 1,5.
Дальнейший расчет сводим в таблицу:
Таблица № 19 – Расчет уставок максимальной защиты
-
Тип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
А
А
КТПВ-630/6-1,2
535
347
1306
5163
2550
2,02
ВВ-400Р
535
347
1306
5074
1800
2,8
ПВИР-250БТ
90
62,6
344
5060
500
10
К-500 (подача)
90
62,6
344
2681
500
5,3
ПВИ-315 H+R
445
285
1244
4919
1400
3,5
К-500 (режущая)
445
285
1244
3992
1400
2,85
3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции
Выбор силового трансформатора УПП №201 (Б) для питания конвейера КСЮ-271 :
Таблица № 20 – Характеристика энергопотребителей
-
Наименование потребителей
Тип
Электродвигателя
Кол-во
Двигателей
Шт.
Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А
Cos.
КПД ,
Лавный привод
КСЮ
ДКВ-355L4
2
250
1140
153
1224
0,88
0,94
Итого:
500
Р>уст >= 500 квт.
Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S>р >присоединенных к подстанции потребителей по формуле:
;
КВА (120)
где: h>c> - коэффициент спроса
-
Cуммарная
установленная мощность потребителей,
-
установленный коэффициент мощности,
для очистных и подготовительных забоев
принимают 0,6.
Коэффициент спроса определяется по формуле:
(121)
где: P>max> - мощность наиболее мощного потребителя,
Cледовательно: мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:
КВА;
Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2.
3.7.2.3.1 Выбор и проверка кабельной сети участка
Магистральный кабель для питания лавного привода КСЮ с двумя приводными блоками по 250 КВт определяется по формуле:
Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:
(122)
где:коэффициент
спроса для группы потребителей получающих
питание от магистрального кабеля;
суммарная
установленная мощность группы
потребителей, получающих питание по
выбираемому магистральному кабелю,
кВт;
номинальное напряжение сети, В;
средневзвешенный
коэффициент мощности,
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х95+3х4+1х10, с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица № 21 – Выбор и проверка кабельной сети
-
Обозначение кабеля по схеме
Принятый тип кабеля
Длительно допустимый ток, А
Расчетный ток, А
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
295
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
295
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
153
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
153
Самым мощным и удаленным электродвигателем является электродвигатель лавного привода КСЮ-271:
(123)
Таким образом
(124)
где:
Следовательно:
Условие выполнено.
3.7.2.3.2 Проверка кабельной сети по допустимой емкости
Таблица № 22 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости
-
№ п/п
Обозна-чение кабеля
Марка кабеля
Длина кабеля
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза
1
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,005
0,77
0,00385
2
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,015
0,77
0,01155
3
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,324
0,77
0,249
4
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
0,132
0,72
0,095
0,36
С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:
(125)
Кабельная сеть подстанции УПП 201(Б) проходит по допустимой емкости.
3.7.2.3.3 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:
(126)
Максимальный ток 3х фазного к.з. определяем по формуле:
,
А (127)
Таблица № 23 – Расчет токов короткого замыкания
-
Точка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
Приведенная
длина
,мКТПВ-630
0
0
0
5163
7744
ВВ-400Р
10
3х95
0,54
5,4
5100
8160
ПВИ-315
10
10
3х95
3х95
0,54
10,8
5054
8086
КСЮ-271
Нижний двигатель
20
132
3х95
3х70
0,54
0,72
106
4200
6300
КСЮ-271
Верхний двигатель
20
324
3Х95
3х95
0,54
0,54
186
3600
5400
3.7.2.3.4 Выбор защитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:
Номинальное напряжение
Номинальный ток
Отключающая способность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение, на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которой он будет эксплуатироваться и должно быть не менее его:
.
(128)
Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:
(129)
Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:
(130)
Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :
(131)
Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:
(132)
Встроенный в подстанцию КТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630А изготовлены на напряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
Встроенные в подстанцию КТПВ-630 автомат А3792 проходят по этим трем условиям.
3.7.3.3.5 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.
(133)
где:
- уставка тока срабатывания реле, А.
-пусковой ток наиболее мощного
электродвигателя.
- сумма номинальных токов остальных
электродвигателей.
Для защиты ответвлений, питающих группы одновременно включаемых электродвигателей:
(134)
Для защиты одиночного электродвигателя:
(135)
Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
(136)
где:
– коэффициент чувствительности защиты,
равный 1,5.
Таблица № 24 – Расчет уставок максимальной защиты
-
Тип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
А
А
КТПВ-630/6-1,2
А3742
500
295
1377
5163
2000
2,58
ВВ-400Р
500
295
1377
5100
1800
2,8
ПВИ-315 R+H
250
153
1224
5054
1400
3,6
Верхний двигатель
250
153
1224
3600
1400
2,5
ПВИ-315 R+H
250
153
1224
5077
1400
2,8
Нижний двигатель
250
153
1224
4200
1400
3,0
3.7.2.4 Выбор силового трансформатора УПП № 201(В) для питания перегружателя, дробилки, лебедок
Таблица №25 – Характеристика энергопотребителей
-
Наименование потребителей
Тип
Электродвигателя
Кол-во
Двигателей
Шт.
Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А
Cos.
КПД ,
1
2
3
4
5
6
7
8
9
Перегружатель ПСМ
ДКВ-355L4
1
250
660
265
2120
0,88
0,94
Дробилка
ДУ-1Р69М
2ВР280L4
1
75
660
81
526,5
0,88
0,915
Маслостанция
СНЛ-180
АВР280S4Р
АВРВ 132 SB2
2
2
110
7,5
660
660
124
8,25
930
62
0,83
0,86
0,93
АНУ
ВРП225М4
1
55
660
62
782
0,87
0,92
1
2
3
4
5
6
7
8
9
Лебедка ЛВ-25
ВРП-180 М4
1
30
660
34
204
0,87
0,89
АПШ.1
Трансформатор
2
4
660
---
---
---
---
560
Р>уст >= 560 квт
Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S>р >присоединенных к подстанции потребителей по формуле № 120.
Коэффициент спроса определяется по формуле № 121.
Cледовательно мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:
КВА;
Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630-6/0,69.
3.7.2.4.1 Выбор и проверка кабельной сети участка
Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле № 97
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х95+3х4+1х10, в параллель с
Участок
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х95+3х4+1х10, в параллель с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х50+3х4+1х10, в параллель с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,,
так как принимаем кабель типа КГЭШ
3х50+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок
,
так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица №26 Выбор и проверка кабельной сети
-
Обозначение кабеля по схеме
Принятый тип кабеля
Длительно допустимый ток, А
Расчетный ток, А
1
2
3
4
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
560
539
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
520
433
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
288
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
300
53
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
132
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
200
62
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
200
62
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
200
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
132
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
132
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
132
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
132
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
300
265
1
2
3
4
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
200
81
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
168
34
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
168
34
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
168
34
3.7.2.4.2 Проверка кабельной сети по допустимой емкости
Таблица № 27 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости
-
Обозна-чение кабеля
Марка кабеля
Длина кабеля
км
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза
1
2
3
4
5
L0-1
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,015
0,77
0,011
L1-2
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,030
0,77
0,02
L2-3
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,090
0,77
0,069
L2-4
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,0015
0,63
0,0009
L3-5
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,015
0,63
0,009
L3-6
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,010
0,63
0,0063
L3-7
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,005
0,63
0,00315
L0-8
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,020
0,77
0,0154
L8-9
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,010
0,63
0,0063
L8-10
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,020
0,63
0,0126
L8-11
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
0,030
0,72
0,02
L8-12
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
0,040
0,72
0,02
L3-13
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
0,324
0,77
0,24
L13-14
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,005
0,62
0,031
L13-15
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
0,020
0,53
0,01
L13-16
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
0,040
0,53
0,02
L13-17
КГЭШ 3х35+3х4+1х10
0,0015
0,53
0,0008
L13-18
КОГЭШ 3х6+1х2,5
0,005
0,35
0,002
0,497
С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:
(137)
С=1,1*0,497=0,54
Кабельная сеть проходит по допустимой емкости.
3.7.2.4.3 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:
(138)
Максимальный ток 3х фазного к.з. определяем по формуле:
,
А (139)
Таблица № 28 – Расчет токов короткого замыкания
-
Точка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
Приведенная
длина
,м1
2
3
4
5
6
7
0
0
8931
14289
1
15
3х95
0,54
8,1
8480
13568
2
15
30
3х95
3х95
0,54
25
8005
12808
3
15
30
90
3х95
0,54
73
5854
9366
15
30
1,5
3х95
0,54
25,5
8003
12804
5
15
30
90
15
3х95
3х50
0,77
1,0
88
5244
8390
6
15
30
90
10
3х95
3х50
0,77
1,0
83
5480
8768
7
15
30
90
10
3х95
3х50
0,77
1,0
78
5500
8800
8
20
3х95
0,54
10,8
8450
13520
9
20
10
3х95
3х50
0,54
1,0
20,8
8033
12852
10
20
20
3х95
3х50
0,54
1,0
30,8
7556
12089
11
20
30
3х95
3х70
0,54
0,72
32
7500
12000
12
20
40
3х95
3х70
0,54
0,72
40
7079
11326
13
15
30
90
324
3х95
0,54
248
2540
4064
14
15
30
90
324
5
3х95
3х95
3х95
3х95
3х50
0,54
1,0
253
2525
4040
15
15
30
90
324
20
3х95
3х35
0,54
1,41
276
2326
3721
16
15
30
90
324
40
3х95
3х35
0,54
1,41
304
2160
3456
17
15
30
90
324
1,5
3х95
3х35
0,54
1,41
250
2530
4048
18
15
30
90
324
5
3х95
3х6
0,54
8,22
290
2250
3600
3.7.2.4.4 Выбор защитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:
Номинальное напряжение
Номинальный ток
Отключающая способность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение, на
которое изготовлен аппарат должно
соответствовать напряжению сети, в
которой он будет эксплуатироваться и
должно быть не менее его:
.
Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:
(140)
Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:
(141)
Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :
(142)
Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:
Встроенный в подстанцию КТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630 А изготовлены на напряжение 660В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
3.7.2.4.5 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.
(143)
где:
- уставка тока срабатывания реле, А.
-пусковой ток наиболее мощного
электродвигателя.
- сумма номинальных токов остальных
электродвигателей.
Для защиты
ответвлений,питающих группы одновременно
включаемых электродвигателей:
Для защиты одиночного
электродвигателя:
Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
(144)
где:
– коэффициент чувствительности защиты,
равный 1,5.
Таблица № 29 – Выбор и проверка уставок максимальной защиты
-
Тип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
А
А
1
2
3
4
5
6
7
КТПВ-630
А3742
560
376
1477
8931
2800
3,1
1
2
3
4
5
6
7
ВВ-400 (Общий)
560
376
1477
8480
2400
3,5
ВВ-400 (СНЛ-180)
110
132
992
8450
1400
6,04
ПВИ-250 (СНЛ-180 (1))
110
132
992
8033
1250
6,42
ПВИ-250 (СНЛ-180 (2))
110
132
992
7556
1250
6,05
ПВИ-250 (СНЛ-180 (3))
110
132
992
7500
1250
6
ПВИ-250 (СНЛ-180 (4))
110
132
992
7079
1250
5,6
ПВИ-250 (АНУ)
55
62
380
8003
500
16
ПВИ-315 (ПСМ)
250
265
2120
5244
2200
2,3
ПВИ-250 (ДУ)
90
81
526,5
5480
750
7,3
ПМВИР-41 (ЛПК-10)
30
34
204
5500
200
27,5
ВВ-400 (Общий в/ш)
5854
1500
3,9
ПМВИР-41 (ЛВ-25)
30
34
204
2160
200
10,8
ПМВИР-41 (ЛПК-10)
30
34
204
2326
200
11,63
ПВИ-125 (УНР-0,2)
16
18
108
2530
250
10,1
ПМВИР-41 (БЖ-45)
7,5
8,2
57
2250
80
28
3.7.2.5 Выбор силового трансформатора УПП № 201 для питания ленточного конвейера
Таблица № 30 – Характеристика энергопотребителей
-
Наименование потребителей
Тип
Электродвигателя
Кол-во
Двигателей
Шт.
Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А
Cos.
КПД ,
Ленточный конвейер 1ЛТ100
АВР-280L4
1
160
660
265
2120
0,88
0,94
Натяжная ЧЛ-1
АВРВ 132 SB2
2
7,5
660
8,25
62
0,86
0,93
167.5
Р>уст >= 167.5 квт
Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S>р >присоединенных к подстанции потребителей по формуле № 120.
Коэффициент спроса определяется по формуле №121.
Cледовательно мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:
КВА;
Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630-6/0,69.
3.7.2.5.1 Выбор и проверка кабельной сети участка
Магистральный кабель для питания ленточных конвейеров, и т.д. определяется по формуле:
Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле № 122.
Для ленточных конвейеров:
Принимаем кабель типа КГЭШ
3х70+3х4+1х10, с
Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица №30 – Выбор и проверка кабельной сети
-
Обозначение кабеля по схеме
Принятый тип кабеля
Длительно допустимый ток, А
Расчетный ток, А
1
2
3
4
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
260
240
1
2
3
4
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
200
184
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
200
176
КОГЭШ 4х6+1х2,5
24
8,2
Таблица № 31 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости
-
№ п/п
Обозна-чение кабеля
Марка кабеля
Длина кабеля
км
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза
1
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
0,015
0,72
0,01
2
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,128
0,63
0,08
3
КГЭШ 3х50+3х4+1х10
0,005
0,63
0,00315
4
КОГЭШ 4х6+1х2,5
0,005
0,35
0,0018
0,18
С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:
(145)
С=1,1*0,18=0,198
Кабельная сеть проходит по допустимой емкости.
3.7.2.5.2 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:
(146)
Максимальный ток 3х фазного к.з. определяем по формуле:
,
А (147)
Таблица № 32 – Расчет токов короткого замыкания
-
Точка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
Приведенная
длина
,м0
0
8931
14289
1
15
3х70
0,72
10,8
8480
13568
2
15
128
3х70
3х50
0,72
1,0
138,8
3949
6318
3
15
128
5
3х70
3х50
0,72
1,0
143,8
3900
6240
4
15
128
5
3х70
3х50
3х6
0,72
1,0
8,22
184
3294
5270
3.7.2.5.3 Выбор защитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:
Номинальное напряжение
Номинальный ток
Отключающая способность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение, на
которое изготовлен аппарат должно
соответствовать напряжению сети, в
которой он будет эксплуатироваться и
должно быть не менее его:
.
Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:
Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:
(148)
Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :
(149)
Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:
(150)
Встроенный в подстанцию КТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630 А изготовлены на напряжение 660В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
3.7.2.5.5 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.
(151)
где:
- уставка тока срабатывания реле, А.
-пусковой ток наиболее мощного
электродвигателя.
- сумма номинальных токов остальных
электродвигателей.
Для защиты
ответвлений,питающих группы одновременно
включаемых электродвигателей:
Для защиты одиночного
электродвигателя:
Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по Формуле №144
Таблица № 33 – Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты
-
Тип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
А
А
КТПВ-630
А3792
342,5
2820
1800
1,56
ВВ-400 (Общий конвейеров)
242,5
240
1321
8480
1600
5,3
ПВИ-250 (1ЛТ100)
160
176
1232
3900
1250
3,12
ПМВИР-41 (ЧЛ-1)
7,5
8,2
62
3294
80
41
3.7.3 Меры безопасности
Защита людей от поражения электрическим током осуществляется применением технологического заземления. Общее время отключения поврежденной сети напряжением 660В не должно превышать 0.2сек, а напряжением 1140В-0.12сек.
При монтаже и ремонте электрооборудования в шахте, осуществляется контроль за содержанием метана в месте проведения работ. Запрещается:
- оперативное обслуживание электроустановок напряжением выше 1140В, без защитных средств (перчаток, бот и т.д.);
- обслуживание и управление электроустановками, напряжением до 1140В, не защищенными реле утечки, без диэлектрических перчаток;
- ремонтировать электрооборудование и кабель, находящиеся под напряжением;
- эксплуатировать электрооборудование, при неисправных средствах взрывозащиты, блокировках, заземлении, аппаратах защиты, нарушении схем защиты в поврежденных кабелях;
- иметь под напряжением неиспользуемые электрические сети, за исключением резервных;
- открывать крышки электрооборудования без снятия напряжения и замера газа.
4. ОХРАНА ТРУДА И ПРОМЫШЛЕННАЯ БЕЗОПАСНОСТЬ
4.1 Противопожарная защита
В подземных выработках шахты «Осинниковская» для борьбы с пожарами и пылью спроектирован объединенный пожарно-оросительный трубопровод.
Подземный пожарно-оросительный трубопровод должен обеспечивает:
- подачу воды на тушение пожара и устройство водяных завес на пути его распространения в любой точке горных выработок шахты;
- подачу воды на орошение и пылеподавление.
При проектировании подземного пожарно-оросительного трубопровода шахты руководствовались требованиями “Инструкции по противопожарной защите угольных шахт” к параграфу 553 Правил безопасности в угольных шахтах (РД 05-94-95), раздела “Трубопроводы, прокладываемые в горных выработках” ВНТП 36-84 и “Инструкциями по борьбе с пылью и пылевзрывозащите и Правилами безопасности в угольных шахтах”.
Разводка пожарно-оросительного трубопровода в горных выработках шахты осуществляется с учетом схемы вскрытия и подготовки шахтного поля, а также перспективы развития горных работ.
Подача воды в шахту от основного источника, предусматривается с промплощадки, расположенной в центре шахтного поля.
Система подачи воды в шахту базируется на достаточно надежных источниках водоснабжения, расположенных, на поверхности шахты.
Подача воды в шахту должна предусматривается по двум независимым трубопроводам, проложенным, по разным воздухоподающим стволам и закольцованным между собой на рабочих горизонтах.
Подача воды на каждый рабочий горизонт шахты осуществляется по двум, проложенным в разных выработках трубопроводам, которые закольцованы между собой.
В проекте предусмотрено использование в качестве резерва для подачи воды на пожаротушение всех имеющихся в горных выработках трубопроводов (водоотливных магистралей, пульпопроводов, воздухопроводов и др.) кроме дегазационных.
Сеть пожарно-оросительного трубопровода шахты состоит из магистральных и участковых линий.
Диаметр магистральных и участковых линий пожарно-оросительной сети шахты определен на основании расчета их пропускной способности, диаметр магистральных линий 150 мм, участковых линий 100 мм.
Подача воды в ПОТ, проложенный по выработкам, оборудованным ленточными конвейерами, обеспечивается с двух сторон (кроме конвейерных штреков лав).
Для гашения избыточного напора при подаче воды в пожарно-оросительную сеть шахты с поверхности следует предусмотрено:
- использование разгрузочных водоемов;
- использование гидравлических редукторов.
При использовании в качестве резерва запаса воды для подземного пожаротушения водосборников водоотлива, вода из этих водосборников перед подачей в пожарно-оросительную сеть проходит очистку до установленных норм и не содержит механических примесей, препятствующих работе автоматических установок водяного пожаротушения и регулирующей арматуры.
Расположение и крепление трубопроводов в горных выработках следует производиться по чертежам типовых сечений.
Размещение трубопроводов обеспечивает доступность и удобство их осмотра, монтажа и демонтажа, а также использования при тушении пожара.
Для прокладки пожарно-оросительного трубопровода на шахте «Осинниковская» применяют стальные электросварные, стальные водогазопроводные и стальные бесшовные горячекатанные трубы.
Толщина стенки и диаметр труб должны выбираются на основании проведенных гидравлических расчетов, в соответствии с полученными величинами максимального напора и пропускной способности в линиях трубопровода.
Для крепления трубопроводов, прокладываемых или подвешиваемых, в выработках с углом наклона от 5 до 30°, следует применяют противоугонные устройства (типа вертлюг), а при углах наклона более 30° - опорные стулья и колена.
В соответствии с “Инструкцией по устройству, осмотру и измерению сопротивления шахтных заземлений” к ПБ, в проекте предусмотрено защитное заземление става пожарно-оросительного трубопровода шахты во всех местах, где имеются электроды заземления.
4.2 Пылевзрывозащитные мероприятия
Пылевзрывозащита шахты «Осинниковская» представляет комплекс мероприятий по предупреждению и локализации взрывов пыли включающий:
- определение взрывчатых свойств угольной и сланцевой пыли;
- определение интенсивности пылеотложения в горных выработках;
- выбор и выполнение взрывозащитных мероприятий по снижению интенсивности пылеотложения, предупреждению и локализации взрывов пыли;
- контроль пылевзрывоопасности горных выработок.
В результате расчётов, выполненных в соответствии с «Руководством по борьбе с пылью и пылевзрывозащите на угольных и сланцевых шахтах» составляется график периодичности осланцевания горных выработок и производится расчёт расхода инертной пыли по участкам на месяц, квартал.
Для локализации взрывов угольной пыли производится установка сланцевых заслонов.
Для предупреждения взрыва угольной пыли предусматривается:
- уборка и смыв угольной пыли;
- осланцевание выработок инертной пылью;
- сланцевые заслоны.
Сланцевыми заслонами изолированы:
- очистные выработки;
- забои подготовительных выработок, проводимых по углю или по углю и породе;
- крылья шахтного поля в каждом пласте;
- конвейерные выработки.
Заслоны размещаются в выработках, на входящей и на исходящей струях изолируемых выработок.
Защита забоев подготовительных выработок до внедрения автоматических систем осуществляется рассредоточенными заслонами. Сланцевые заслоны устанавливаются на расстоянии не менее 60 м и не более 300м от забоев очистных и подготовительных выработок, сопряжений откаточных и вентиляционных штреков с бремсбергами, уклонами, квершлагами.
Для пылеподавления во время работы проходческих и очистных комбайнов предусматриваются оросительные устройства заводского изготовления.
Для обеспыливания воздушного потока и снижения отложений пыли на вентиляционном штреке лавы в 10-15м от очистного забоя устанавливается противопылевая водяная завеса. Оросители водяной завесы устанавливаются таким образом, чтобы сечение выработки было полностью перекрыто факелами распыляемой жидкости.
Подавление пыли, образующейся на перегрузках угля с конвейера на конвейер, осуществляется путём окожушивания пересыпов мешковиной (кроме лавного конвейера) и орошением её с помощью конусных или зонтичных оросителей, которые устанавливаются над местом перегруза горной массы таким образом, чтобы факел распыляемой воды перекрывал очаг пылеподавления. Давление воды у оросителей должно быть не менее 0,5МПа, а удельный расход воды не менее 5,0лит/т.
4.3 Средства индивидуальной защиты
Работники шахты «Осинниковская» обеспечиваются средствами индивидуальной защиты в соответствии с действующими нормами.
Защита органов дыхания осуществляется с помощью противопылевых респираторов «Лепесток», которыми обеспечиваются все работники спускающиеся в шахту.
На шахте используются изолирующие самоспасатели ШСС-1У, ШСС-Т.
4.4 Запасные выхода
На каждой действующей шахте должно быть не менее двух отдельных выходов на поверхность, приспособленных для передвижения людей. Каждый горизонт шахты должен также иметь не менее двух отдельных выходов на вышележащий горизонт или поверхность, приспособленных для передвижения людей. Для шахты «Осинниковская» выходом на поверхность в случае аварии является клетьевой ствол, при реверсии воздушной струи запасным выходом на поверхность является вентиляционный ствол «Черная Тайжина», оборудованный клетьевым подъемом.
4.5 Экология
При ведении горных работ на шахте «Осинниковская» принимаются меры по сохранению водных бассейнов и рельефа местности. Вода, откачиваемая из шахты, а также хозяйственно-бытовые стоки перед сбросом их в гидрографическую сеть очищаются и обеззараживаются согласно требованиям законодательства об охране окружающей природной среды.
5. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
5.1 Выбор и обоснование организационно-правовой формы
Филиал «Шахта «Осинниковская» образована на месте бывшей «Шахты «Капитальная». По своему производственному принципу входит в состав ОАО ОУК «Южкузбассуголь».
5.2 Выбор и обоснование производственной структуры предприятия
Каждое угледобывающее предприятие состоит из участков, хозяйств и организаций, обслуживающих производственно-технические процессы. Совокупность этих подразделений представляют собой общую структуру угольного предприятия. Совокупность производственных подразделений и их взаимосвязь составляют производственное предприятие.
Число структурных подразделений зависит от производственной мощности шахты, района ее расположения и горно-геологических условий залегания пластов.
Структура управления шахтой предусматривает наличие ряда функциональных организаций, состоящей из работников соответствующих специальностей.
5.3 Выбор режима работы шахты, участка, рабочих
Режим работы шахты принимаем, как непрерывная рабочая неделя. Количество рабочих дней в году 365. Число рабочих смен в сутки 4, продолжительность смены 6 часов.
Режим работы рабочих прерывная рабочая неделя с двумя выходными днями по скользящему графику.
Кратко работу предприятия и рабочих можно охарактеризовать, как 7+0, 5+2.
5.4 Расчет себестоимости добычи 1т угля по участку
Расчет себестоимости добычи производится по следующим элементам:
материальные затраты;
затраты на оплату труда;
отчисления на социальные нужды;
амортизация основных фондов.
5.4.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»
Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты» по участку осуществляется по:
материалам;
электроэнергии;
работам и услугам производственного характера, выполняемые сторонними предприятиями или производствами и хозяйствами предприятия, не относящиеся к основному виду деятельности.
5.4.1.1 Расчет затрат на материалы
Расчет затрат на материалы производится на основе норм расхода отдельных видов материалов, которые принимаются по паспортам крепления, утвержденным нормативам.
Таблица № 34 - Расчет затрат на материалы по очистному забою
-
Материалы
Расход за единицу времени (месяц)
Цена за единицу, руб.
Сумма затрат на месяц, руб.
1
2
3
4
Зубки, шт.
5410
200
1082000
1
2
3
4
СВП-17 L=3м
225
1000
225000
Солидол, т
1
16000
16000
Кабель КГЭШ
180
700
126000
Лесоматериалы, м3
300
1700
510000
Масло, т
10
15000
150000
Присадка для эмульсии, т
5
200000
1000000
Зап. части, руб.
-
-
700000
Неучтенные
-
-
381000
Всего
-
-
4190000
Таблица № 35 - Расчет затрат на материалы по подготовительному забою
-
Материалы
Расход за единицу времени (месяц)
Цена за единицу, руб.
Сумма затрат на месяц, руб.
Анкера АСП, шт.
1350
64
86400
Анкера ШК-1М, шт.
2700
57
153900
ПП-4.5, шт.
270
248
66960
Хим. ампула, шт.
1350
23
31050
Решетка, шт.
1215
160
194400
Зубки, шт.
1000
114,00
114000
Солидол, т
0,15
15800
2370
Резец РП-7, шт.
200
67,20
13440
Вент. труба, м
270
200
54000
Неучтенные
-
-
35530
Всего
-
-
752050
Затраты на материалы на 1т добычи:
,
руб./т, (152)
=58,6
руб./т
Затраты на материалы на 1п.м. выработки:
,
руб./м, (153)
=2785
руб./м.
5.4.1.2 Расчет затрат на электроэнергию
З>эл> =Р>max>*b+W>a>*a, руб, (154)
где, Р>max> – заявленная активная мощность, кВт;
b – плата за 1кВт заявленной мощности, руб.;
W>a> – расход активной энергии, кВт*ч;
a – плата за 1кВт*ч, руб.
Таблица № 36 - Затраты на электроэнергию по очистному участку
-
Потребители
Мощность привода, кВт
Время работы за сутки
Расход, кВт*ч
Тариф за кВт*ч
Затраты, руб./сут.
1
2
3
4
5
6
Комбайн К 500Ю
535
18
9630
0.5
4815
Конвейер КСЮ 271
750
18
13500
0.5
6750
Перегружатель ПСМ-30
250
18
4500
0.5
2250
Ленточный конвейер ПТ-120
500
20
10000
0.5
5000
СНТ-32
165
20
3300
0.5
1650
1
2
3
4
5
6
Дробилка ДУ1Р
75
18
1050
0.5
525
Итого:
2275
41980
20990
З>эл.оч.> =2275*120+1259400*0.5=902700 руб.;
Затраты на электроэнергию на 1т добычи составят
,
руб./т, (155)
=14
руб./т.
Таблица № 37 - Затраты на электроэнергию по подготовительному забою
-
Потребители
Мощность, кВт
Время работы за сутки
Расход, кВт*ч
Тариф за кВт*ч
Затраты, руб./сут.
Комбайн П110-01
190
10
1900
0.5
950
Перегружатель ППЛ-800
15
11
165
0.5
82.5
Ленточный конвейер ПТ 120
500
12
6000
0.5
3000
ЗИФ ШВ-5
55
9
495
0.5
643.5
ВМ-8М
100
24
2400
0.5
3120
Итого
860
-
10960
5480
З>эл.пр.> =860*120+328800*0.5=267600 руб.
Затраты на электроэнергию на 1п.м. выработки
,
руб./м, (156)
=991
руб./м.
Таблица № 38 -Себестоимость по элементу «Материальные затраты», очистного забоя.
-
Статьи затрат
Величина, руб./т
Материалы
58,6
Электроэнергия по двуставочному тарифу
14
Итого:
72.6
Таблица №39 - Себестоимость по элементу «Материальные затраты», по подготовительному забою.
-
Статьи затрат
Величина, руб./м
Материалы
2785
Электроэнергия по двуставочному тарифу
991
Итого:
3700
5.4.2 Расчет затрат по элементу «Затраты на оплату труда»
Определение величины фонда заработной платы
ФЗП>ППП> =Н>С.Ш.>*Д>Ш>, руб., (157)
где, Н>С.Ш.> – норматив заработной платы на одну тонну добычи по шахте, руб./т;
Д>Ш> – объем добычи, т.
ФЗП>ППП> =90*142890=12860100 руб.
Определение норматива заработной платы одного работника ППП шахты.
,
руб./т, (158)
где Ч>Ш> – среднесписочная численность работников ППП шахты, чел
=0,08
руб./т
Установление нормативов заработной платы на одну тонну добычи, расчет заработной платы по технологическим процессам.
Для установления нормативов заработной платы на одну тонну добычи и расчета фонда по технологическим процессам шахты к нормативу заработной платы в себестоимости 1т угля, приходящегося на одного трудящегося ППП, применяются коэффициенты приоритета в заработной плате.
Определение норматива заработной платы по каждому процессу работ:
Н>С>>i> =Н>ППП>*К>i>*Ч>i>, руб., (159)
где К>i> – коэффициент приоритета в заработной плате по i-му производственному процессу шахты;
Ч>i> – численность ППП на i-м производственном процессе шахты, чел.
Н>С1> =0.08*1.5983*194=24.8;
Н>С2> =0.08*1.1716*198=18.6;
Определение фонда заработной платы по i-тому производственному процессу
ФЗП>ППП>>i> = Н>С>>i>*Д>Ш>, руб.,(160)
ФЗП>ППП1> =24.8*142890=3543672 руб.;
ФЗП>ППП2> =18.6*142890=2657754руб.;
5.4.2.1 Расчет заработной платы работников очистного участка
Определение постоянной и переменой частей фонда заработной платы очистного участка. При начислении заработной платы по очистным участкам и бригадам устанавливается порядок, при котором фонд и среднемесячная заработная плата определяются объемами добычи угля.
Среднемесячная заработная плата, установленная для различных уровней добычи, подразделяется на тарифный заработок с доплатами и районным коэффициентом и сдельную часть с районным коэффициентом, изменяющуюся с изменением объемов добычи.
ФЗП>ОЧ.УЧ.> = Т>ФЗП>+Н>ЗПСД>*Д, руб., (161)
где, Т>ФЗП> – тарифный фонд заработной платы ППП, руб.;
Н>ЗПСД> – норматив заработной платы на сдельную часть, руб./т;
Таблица № 40 - Расчет тарифного фонда заработной платы очистного участка
-
Работники
Количество работников, чел.
Заработная плата одного работника, руб./мес.
Тарифный фонд заработной платы, руб./мес.
Начальник участка
1
30880
30880
Зам. начальника участка
1
25090
25090
Пом. начальника участка
1
23160
23160
Механик
1
28950
28950
Пом. механика
1
22195
22195
Горный мастер
6
21230
127380
Итого руководителей и специалистов
11
-
257655
ГРОЗ, МГВМ
67
19300
1293100
Электрослесарь 5 разряда
5
19300
96500
Электрослесарь 4 разряда
5
16926
84630
Электрослесарь 3 разряда
3
10036
30108
ГРП 3 разряда
6
10036
60216
Всего по рабочим участка
86
-
1564554
Итого по участку
97
-
1822209
Определение переменной части фонда заработной платы очистного участка:
Н>ЗПСД>*Д =ФЗП>ОЧ.УЧ. >- Т>ФЗП>, руб., (162)
Определение норматива заработной платы ГРОЗ очистного участка на сдельную часть заработной платы при плановой добыче:
,
руб./т,(163)
=12 руб./т
Определение норматива заработной платы одного ГРОЗ на сдельную часть заработной платы при плановой добыче:
,
руб./т, (164)
=0,18 руб./т
5.4.2.2 Расчет заработной платы работников проходческого участка
Расчет постоянной части заработной платы работников проходческого участка. При расчете величины заработной платы по подготовительным участкам устанавливается порядок, при котором фонд заработной платы и среднемесячная заработная плата классифицируются по признаку влияния или зависимости от скорости подвигания выработок.
Определение переменной части
фонда заработной платы проходческого
участка:
ФЗП>ПОДГ.УЧ.> =Т>ФЗП>+Н>ЗПСД>*С, руб, (165)
где, С – протяженность проведения выработок, м.
Н>ЗПСД>*С =ФЗП>ПОДГ.УЧ.>- Т>ФЗП>, руб., (166)
Н>ЗПСД>=
=
=1643
руб., (167)
Таблица №41 - Расчет тарифного фонда заработной платы подготовительного участка для двух забоев
-
Работники
Количество работников, чел
Заработная плата одного работника, руб./мес.
Тарифный фонд заработной платы, руб./мес.
1
2
3
4
Начальник участка
1
30880
30880
Зам. начальника участка
1
25090
25090
Пом. начальника участка
1
23160
23160
1
2
3
4
Механик
1
28950
28950
Пом. механика
1
22195
22195
Горный мастер
6
21230
127380
Итого руководителей и специалистов
11
-
257655
Проходчики 5 разряда
56
19300
1080800
Электрослесари 5 разряда
6
19300
115800
Электрослесари 4 разряда
8
16926
135408
Электрослесари 3 разряда
6
10036
60216
ГРП 3 разряда
12
10036
120432
Всего по рабочим участка
88
-
1512656
Итого по участку
99
-
1770311
Расчет затрат по элементу «Затраты на оплату труда»
Определение затрат по элементу «Затраты на оплату труда» на 1 т:
,
руб./т, (168)
=90
руб./т
Определение затрат по элементу «Затраты на оплату труда» на 1 п.м. выработки:
,
руб./м, (169)
=4922
руб./м.
5.4.3 Расчет затрат по элементу «Отчисления на социальные нужды»
Величина затрат элемента «Отчисления на социальные нужды» складывается из единого социального налога и обязательного медицинского страхования от несчастных случаев на производстве и составляет 44,1% от элемента себестоимости «Затраты на оплату труда».
Определение затрат по элементу «Отчисления на социальные нужды» на 1т угля:
,
руб./т, (170)
=40
руб./т
Определение затрат по элементу «Отчисления на социальные нужды» на 1п.м выработки:
,
руб./м, (171)
>.>
=2170 руб./м
5.4.4 Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов»
Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов» осуществляется по нормам амортизации.
Определение затрат по элементу «Амортизация основных фондов» на 1т угля:
,
руб./т, (172)
Таблица №42 - Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов» по очистному участку
-
Перечень машин и оборудования
Количество, шт.
Стоимость единицы оборудования, руб.
Стоимость всего, руб.
Норма амортизации, % в год
Амортизация, руб.
1
2
3
4
5
6
Мех. крепь МКЮ 4/32.11
134
993000
133062000
22.2
2461647
1
2
3
4
5
6
Комбайн К 500Ю
1
10000000
10000000
22,2
185000
Конвейер КСЮ 271.38
1
9950000
9950000
22,2
184075
Перегружатель ПСМ-30
1
1192199
1192199
33
32785.5
Ленточный конвейер 2ПТ-120
1
4774588
4774588
20
79577
Маслостанция СНЛ-180
4
1300000
5200000
22,2
96200
Магнитная станция
1
553000
553000
22,2
10230.5
Подстанция
5
800000
4000000
22,2
74000
Пускатели
30
57000
1710000
22,2
31635
Выключатель ВВ-400
10
80000
800000
22.2
14800
Установка УВЦГ-15
1
3000000
3000000
22.2
55500
Лебедка ЛПК-10
2
400000
800000
22.2
14800
Дробилка
1
400000
400000
33
11000
Итого:
-
-
175441787
-
3251250
=46
руб./т.
Определение затрат по элементу «Амортизация основных фондов» на 1п.м выработки:
,
руб./м, (173)
Таблица № 43 - Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов» по подготовительному участку
-
Перечень машин и оборудования
Количество, шт.
Стоимость единицы оборудования, руб.
Стоимость всего, руб.
Норма амортизации, % в год
Амортизация, руб.
1
2
3
4
5
6
Комбайн П 110-01
1
11784650
11784650
22,2
21801.6
Бур. Станок
«WОMBAT»
2
250000
500000
50
20833,33
Перегружатель ППЛ-800
1
72750
72750
33
2000.6
Ленточный конвейер 2ПТ-120
1
3774588
3774588
20
62909.8
Компрессор ЗИФ ШВ-5
1
170000
170000
33
4675
Подстанция
3
765176
2295528
22,2
42467.3
Пускатели
15
43744
656160
22,2
12139
Вентилятор ВМ-8М
4
144390
577560
27
12995
Итого:
-
-
22412372
-
179821.6
=666
руб./м.
5.4.5 Участковая себестоимость
Таблица № 44 - Сводная таблица себестоимости 1т угля
-
Элементы затрат
Величина, руб./т
Материальные затраты
72.6
Затраты на оплату труда
90
Отчисления на социальные нужды
40
Амортизация основных фондов
46
Итого:
246.6
Таблица № 45 - Сводная таблица себестоимости 1п.м выработки
-
Элементы затрат
Величина, руб./м
Материальные затраты
3700
Затраты на оплату труда
4922
Отчисления на социальные нужды
2170
Амортизация основных фондов
666
Итого:
11458
5.4.6 Сравнение плановой и проектной величины участковой себестоимости
Таблица № 46 - Сравнение плановой и проектной величины участковой себестоимости 1т угля
-
Элементы затрат
Величина, руб./т
± к факту
Факт
Проектная
Материальные затраты
96,12
72,6
-23,52
Затраты на оплату труда
120,6
90
-30,6
Отчисления на социальные нужды
53,2
40
-13,2
Амортизация основных фондов
43,08
46
+2,92
Итого:
315
246,6
-68,4
Таблица № 47 - Сравнение плановой и проектной величины участковой себестоимости 1м выработки
-
Элементы затрат
Величина, руб./т
± к факту
Факт
Проектная
Материальные затраты
3802
3700
-102
Затраты на оплату труда
5266
4922
-344
Отчисления на социальные нужды
2322
2170
-152
Амортизация основных фондов
1775
666
-1109
Итого:
13165
11458
-1707
6. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
6.1 Повышение эффективности вспомогательного транспорта
6.1.1 Анализ основных технологических звеньев шахты
После сдачи шахты в эксплуатацию и освоения проектной мощности наступает, сравнительно длительный «стабильный» период ее работы. Однако стабильным его можно считать весьма условно, так как в это время появляются «узкие» места в пропускной способности какого-либо основного технологического звена шахты.
Рассмотрим график пропускной способности основных технологических звеньев шахты.
горные работы (добыча угля, проведение подготовительных выработок, вскрытие и подготовка шахтного поля)- на шахте работает два очистных забоя, где используется высокопроизводительная техника и оборудование, это очистные комбайны KSW-500, К-500, лавный привод «Анжера», перегружатель ПСП-30, механизированный комплекс МКЮ 4-11/32. С использованием такого оборудования и техники, можно увеличить суточную добычу до 8,5 тыс. т в сутки. В проходческих забоях применяются комбайны П 110-01, КП 21, КСП 32, бурильные установки типа «Rambor» и «Wombat».
основной подземный транспорт. Транспортирование угля из очистных и подготовительных забоев осуществляется с использованием ленточных конвейеров ПТ-120. Такая конвейерная линия обеспечивает выдачу горной массы в объеме 10 тыс.т в сутки.
технологический комплекс поверхности, способен обеспечить работу предприятия в режиме 12 тыс.т в сутки.
вспомогательный подземный транспорт. Из графика видно, что вспомогательный транспорт способен работать в режиме 6 тыс. т в сутки, что не позволит увеличить фактический уровень суточной добычи шахты до планируемого.
водоотлив.
общешахтная вентиляция.
Водоотлив и вентиляция способны работать в режиме 12 тыс. т в сутки.
Из графика видно, что вспомогательный транспорт не способен обеспечить шахту для нормальной работы, а наличие даже одного «узкого» звена не только исключает дальнейшее развитие шахты, но и ухудшает в последующем все технико-экономические показатели ее работы. Улучшить технико-экономические показатели можно за счет технического переоборудования основных и вспомогательных технологических звеньев.
6.1.2 Анализ существующей технологической схемы вспомогательного транспорта
На шахте «Осинниковская» вспомогательный груз и люди доставляются в шахту при помощи клетьевого подъема.
Доставка материалов, оборудования и людей осуществляется при помощи рельсового транспорта, электровозов типа АМ-8Д и 2АМ-8Д. Для доставки материалов и оборудования используются вагонетки типа ПС-3,5; ВГ-3,3; ВЛ-900, а для перевозки людей вагонетка типа ВЛ-18. Груз и люди доставляются до участковых уклонов, далее по уклонам с помощью рельсового транспорта и канатной тяги вспомогательный груз и крепежный материал доставляется до устьев подготовительных забоев и устьев выработок очистных забоев. Для доставки в подготовительные забои груз перегружается в «волокушу» и с помощью лебедок ЛВ-25, напочвенной дороги доставляется в забой. Транспортировка груза и материалов в очистной забой производится по рельсовым путям лебедками. При этом за смену удается доставить и выгрузить не более двух вагонов материалов, на доставке занято 4-5 человек в смену.
6.1.3 Анализ новых существующих схем и средств транспортирования вспомогательных грузов
Средства транспорта вспомогательного назначения, предназначенные для доставки материалов, оборудования и людей по различным звеньям технологической схемы транспорта шахты, должны удовлетворять комплексно взаимосвязанным требованиям единой системы вспомогательного транспорта шахты, которая должна надежно и бесперебойно обеспечивать работу очистных и подготовительных забоев при высоких технико-экономических показателях ее эксплуатации.
Для доставки вспомогательных грузов используют локомотивный транспорт, канатные и монорельсовые установки, самоходные вагоны и автомобили, колесные тракторы и тягачи, грузолюдские конвейеры и другое транспортное оборудование.
По конструктивному признаку вспомогательный транспорт делят на рельсовый, безрельсовый, канатно-подвесные и монорельсовые дороги.
Выбор вида вспомогательного транспорта для конкретной технологической схемы транспорта должен обосновываться технико-экономическим расчетом конкретных горно-геологических и горнотехнических условий, а также того, что при изменении условий (длины транспортирования, объемов перевозок и др.) конкурентоспособность отдельных видов вспомогательного транспорта может изменяться. Однако вид транспорта для доставки материалов по конкретному транспортному звену и шахте в целом должен обеспечивать доставку рабочих к рабочему участку за указанное выше время.
При выборе вида вспомогательного транспорта отдельного звена необходимо учитывать: требуемый объем и номенклатуру перевозимых грузов, массу и размеры наиболее тяжелых грузовых единиц и производительность доставки; вид вспомогательного транспорта в смежных звеньях; чтобы избежать или свести к минимуму перегрузки с одного вида транспорта на другой (при наличии перегрузочных операций, последние должны быть полностью механизированы); необходимость спуска груза в шахту средствами рельсового транспорта независимо от вида вспомогательного транспорта, принятого по шахте (рельсовый, монорельсовый и т.д.), за исключением случаев выхода на поверхность самоходных вагонов или монорельсовых дорог с дизельным локомотивом; независимость работы погрузочного пункта на приемно-отправительной станции при поточной технологии работы локомотивного транспорта от погрузочных, разгрузочных, перегрузочных и маневровых работ на сопрягаемых звеньях вспомогательного транспорта, а также минимальную продолжительность и удобство выполнения этих операций.
Рельсовые средства транспорта получили наибольшее распространение при перевозке вспомогательных грузов по горизонтальным и наклонным выработкам. Их применяют не только в шахтах, где рельсовый транспорт является основным, но и на конвейеризированных шахтах, где рельсовые пути настилают рядом с конвейерами или в специальных выработках, а также в вентиляционных выработках.
Для перевозки различных грузов используют обычные грузовые или специальные вагонетки, а также грузовые платформы.
В тех случаях, когда невозможно применять обычные локомотивы (в выработках с углом наклона до 5о), используют напочвенные канатные дороги типа ДКНЛ, или может использоваться шахтная подъемная машина. По участковым выработкам для спуска и подъема используют лебедки ЛВ-25.
Монорельсовые дороги с канатной и локомотивной тягой целесообразно применять по участковым безрельсовым и конвейеризированным выработкам с дующей почвой, имеющих искривления в горизонтальной и вертикальной плоскостях. По сравнению с наземным рельсовым транспортом монорельсовые дороги, обеспечивающие транспортирование грузов и людей, обладают такими преимуществами, как исключение строгой профилировки горных выработок и значительное упрощение узлов их пересечения, а также обеспечение механизации разгрузочных работ в пунктах доставки грузов грузоподъемными средствами, имеющимися на тележках монорельсовой дороги.
На угольных шахтах применяют монорельсовые дороги с канатной тягой типа ДМК. В конструкциях дорог этого типа в качестве монорельса используют двутавровые балки, отрезки которых длиною до 3 м. Соединены между собой шарнирно с допускаемым взаимным отклонением 4-5о в горизонтальной и вертикальной плоскостях и с помощью несущих балок, подвешенных на отрезках цепи к кровле выработки.
С помощью замкнутого тягового каната, снабженного приводом со шкивом трения, по монорельсу перемещается приводная тележка, соединенная тягами с тележками пассажирских грузовых вагонеток. Для спуска и подъема грузов на тележках грузовых вагонеток установлены ручные тали.
Управление дорогой производится вручную машинистом приводной станции или дистанционно из людской вагонетки.
Широкое распространение на отечественных угольных шахтах получили монорельсовые дороги типа 4 ДМК и 6 ДМКУ грузоподъемностью 1200 и 2600 м, скорость движения 0,25 – 1,85 м/с, диаметр тягового каната 15 мм, мощность привода 45 кВт.
Разработаны монорельсовые дороги с канатной тягой типа ДМКМ и ДМКУ для углов наклона соответственно ± 35о и ± 25о с грузоподъемностью 6,4 т, скоростью движения 0,3-2,1 м/с, мощностью привода 90 кВт и дальностью транспортирования до 3000м.
Монорельсовые дороги с канатной тягой не могут работать без промежуточной перегрузки при разветвленной сети горных выработок. В этих условиях наиболее целесообразно использование монорельсовых дорог с локомотивной тягой.
Монорельсовые установки в подземных условиях применяют для транспортирования породы и полезных ископаемых, вспомогательных материалов и перевозки людей. Их используют в выработках высотой 1.5-1.7м с углами наклона от 0 до 45о, с поворотами до 90о и радиусами закругления свыше 0.8м. Монорельсовая дорога - это комплекс рельсового пути, путевого оборудования, подвижного состава, средств тяги (канатной или локомотивной), грузоподъемных и вспомогательных устройств. Основной недостаток монорельсовых дорог с канатной тягой – невозможность работы без промежуточной разгрузки при разветвленной сети горных выработок. Этот недостаток устраняется при использовании шахтных монорельсовых дорог с локомотивной тягой. Это комплекс, состоящий из дизелевоза, грузовых тележек с контейнерами и пассажирских вагонеток.
Для перемещения вспомогательных грузов и людей по подземным выработкам применяют одноканатные дороги с одним тягово-несущим канатом, к которому прикреплены кресло-сиденье для пассажиров или грузовые подвески.
Наиболее простой конструкцией является одноканатная пассажирская кресельная дорога с кольцевым движением. Подвески, на которых смонтированы кресла, через определенный шаг жестко закреплены на тягово-несущем канате, поддерживаемом роликами по длине выработки. Подвески вместе с канатом огибают горизонтально или наклонно установленные приводной и натяжной шкивы. Посадку и высадку пассажиров производят без остановки дороги на специальных посадочных площадках.
Отечественные одноканатные пассажирские дороги обеспечивают длину транспортирования до 1200 м. Производительность их до 280 человек в час, скорость движения 1,2 м/с, максимальный угол наклона 25о.
Самоходные вагоны, входящие в состав механизированных забойных комплексов и работающие совместно с погрузочными машинами, применяются для доставки полезного ископаемого от очистных забоев по выемочным выработкам до магистральных транспортных выработок, рудоспусков, или ствола шахты, а также для перемещения горной массы из забоев подготовительных выработок.
6.1.4 Выбор и обоснование технологической схемы вспомогательного транспорта
Так, как шахта «Осинниковская» имеет большую глубину залегания отрабатываемого горизонта и исключается возможность проведения вскрывающей выработки с поверхности, поэтому принимаем внутришахтовую монорельсовую доставку груза. На поверхности шахты оборудование и материалы, уложенные в пакеты или в контейнеры, привозятся к клетьевому стволу на платформах типа ПВГ-3.3, имеющих приспособление для крепления контейнеров. Далее по клетьевому стволу груз опускается в шахту. Из-под клетьевого ствола пакеты и контейнеры с помощью дизелевоза и монорельсовой дороги доставляются в очистные и подготовительные забои.
6.1.5 Общие сведения
Подвесная монорельсовая дорога ДП-155 предназначена для доставки материалов, оборудования и людей к очистным и подготовительным забоям пластов Е-5 и К-1 с помощью специальных тележек.
В качестве тягового средства используется шахтный подвесной дизельный локомотив ИММ-80 ТД Квадро, с тяговым усилием 85 кН. Трасса выполнена из двутавровой балки М 155, которая крепится к крепи посредством специальных подвесных устройств.
Монорельсовая дорога имеет подземный комплекс сооружений, который включает в себя: гараж локомотива с необходимым оборудованием, заправочную станцию емкостью 2000 л, временная стоянка локомотивов, монорельсовую трассу, проложенную по горным выработкам, задействованную по схеме транспорта.
6.1.6 Тип, технические параметры подвесных локомотивов
В состав подвесной монорельсовой дороги ДП - 155 входит подвесной дизель-локомотив ИММ-80 ТД Квадро (1 штука).
Таблица №47 - Техническая характеристика локомотива
-
Параметры
Значения
Тип двигателя
ЗЕТОР 7303 ЕСО
Вид двигателя
дизельный, с прямым впрыском топлива
Максимальная мощность, кВт
78,8 -5%
Число цилиндров, шт.
4
Объем цилиндров, дм3
4Д56
Удельный расход топлива, г*кВт*ч
250
Основные размеры и масса локомотива, мм
- длина локомотива
- моторной секции
- кабины
- высота локомотива
- ширина локомотива
7650
2000
1580
1340
800
Максимальная скорость движения, км/час
2,0
Радиус пути, м
- в горизонтальной плоскости
- в вертикальной плоскости
4
8
6.1.7 Краткое описание конструкции и техническая характеристика основных элементов подвесной подземной дороги ДП-155
Подвесной путь образован несущим профилем I №155. Путь состоит из следующих частей: секции пути, подвесы пути, крепление пути, болты подвесные, стопоры, устройства разветвления пути.
Секции пути оснащены шарнирным соединением с цапфой и хомутом для соединения отдельных секций или крепления стопора, сигнализации и других придаточных устройств. Подвеска секций пути выполняется с помощью захватов и отрезков цепи 18x64/В или 22x86/С с натяжными устройствами. Закрепление пути в продольном и поперечном направлении осуществляется анкерами и отрезками цепи 18х64 к кровле. В конце пути монтируется концевой упор для предотвращения случайного падения транспортных средств. Конструкция подвесного пути позволяет постепенно сокращать его.
Подвесной монорельсовый локомотив ИММ 80ТД представляет собой тяговое средство, предназначенное для транспортировки материалов, оборудования и перевозки людей к месту работы на монорельсовых подвесных дорогах двутаврового профиля (I №155) в горизонтальной плоскости и при угле наклона до 25 градусов. Локомотив применяется для работы в подземной среде опасной по газу (до сверхкатегорийных) и внезапным выбросам, а также на поверхности.
Локомотив состоит из двух кабин и моторного блока с тяговым агрегатом, соединенным между собой посредством тяг.
Тяговый агрегат оснащен двигателем «ЗЕТОР» 7303.011ЕКО, работающим на дизельном топливе. Двигатель имеет водяной кондиционер для охлаждения выхлопных газов и их нейтрализации, и оснащен шариковыми пламепреградителями против выброса пламени в рудничную атмосферу. Тяговый агрегат передает крутящий момент через систему гидропривода на тяговые колеса, обеспечивающие движение локомотива по монорельсовой балке. Локомотив имеет колодочный тормоз, который обеспечивает аварийное и стояночное торможение.
Подробное описание конструкции, устройства и управления локомотивом представлено в «Руководстве по эксплуатации…….».
Носитель грузовой обеспечивает безопасную работу при подъеме, перемещении и опускании груза, подвешенного на цепях на несущей тележке подвесной дороги.
Тележки несущие - основная транспортная единица для формирования подвижного состава. Тележки двигаются по нижней полке двутавровой балки подвесной дороги. Несущая тележка 4000 кг является основным транспортным элементом для составления состава на подвесной дороге. Несущие тележки друг с другом соединены с помощью соединительных стержней, длина которых 0,3м-2,2м. Для доставки длинномеров (трубы, рельсы, мет. крепь и т. д.) к несущей тележки крепится цепной разрядный носитель, длина цепи которого регулируется специальной цапфой. Грузоподъемность одного носителя 4000кг. Мелкий груз перевозится в специальных контейнерах, которые на цепях подвешиваются к несущим грузовым тележкам. Габаритный груз будет доставляться с помощью грузовых тележек грузоподъемностью 4000кг. Механизированная крепь поднимается с помощью подъемного устройства и закрепляется на грузовой тележке.
Носитель тяжелых грузов предназначен для транспортировки груза в тех случаях, когда его масса велика, и его невозможно транспортировать на паре грузовых тележек.
Устройство разветвления пути (стрелочный перевод) предназначено для изменения направления движения пути в левую или правую сторону.
Стопоры (упоры) - средство безопасности, которое служит в качестве предохранительного устройства для временного прекращения движения на участке пути, и препятствуют неконтролируемому движению машин на пути.
Штанги соединительные служат для соединения грузовых тележек и других транспортных средств, эксплуатируемых на подвесной дороге. Соединение - цапфовое.
Подвес пути служит для подвески секций пути и стрелочных переводов к арочной крепи горной выработки или при анкерном креплении – к кровле выработки. Крепление подвеса на крепи самотормозящееся. Возможно простое или двойное подвешивание секции.
Кабины предназначены для перевозки людей по 8 человек в каждой.
Таблица №48- Техническая характеристика подвесной подземной дороги
-
Параметры
Значения
Несущая тележка:
максимальное тяговое усилие,кН
грузоподъемность,кг
расстояние подвески груза, мм
85
400
1100
Параметры
Значения
Кабины для перевозки людей:
макс. количество в составе с 2 кабинами, чел.
Габариты кабины:
длина, мм
ширина, мм
высота, мм
полезная грузоподъемность (8 чел. по 80 кг), кг
собственная масса кабины, кг
общая масса кабины, кг
16
3600
900
1050
640
470
1110
Поддон:
грузоподъемность, кг
размеры: длина х ширина х высота масса, кг
объем поддона, л
300
1224x880x1220
180
560
6.1.8 Пункт обслуживания локомотивов
Для ремонта и обслуживания дизелевозов в околоствольном дворе имеется гараж длиной 47м, оборудованный согласно «Техническим требованиям по безопасной эксплуатации транспортных машин с дизельным приводом в угольных шахтах». В этой же выработке располагается и склад ГСМ. Гараж отделен от склада бетонной перемычкой с железными дверями. Заправочный пункт находится в одной камере со складом ГСМ. Гараж и склад освещаются светильниками взрывобезопасного исполнения РВЛ-20. Противопожарное оборудование находится в гараже у перемычки, отделяющей его от камеры склада ГСМ и состоит из:
1) пяти углекислотных (порошковых) огнетушителей;
2) 0,5м3 песка или инертной пыли;
3) ведра, лопаты, лома;
4) противопожарного рукава со стволом длиной 20м -1шт.
Суточный расход дизельного топлива для одного локомотива:
(174)
где N=78,8 кВт - максимальная рабочая мощность дизельного двигателя;
п=1 шт. - количество локомотивов;
д=250г/кВтч - удельный расход топлива;
Т=20часов-среднее время работы двигателя дизелевоза в сутки.
Количество дизельного топлива и смазочных материалов в подземном складе ГСМ не должно превышать трехсуточного запаса для обслуживаемых складом машин. Склад оборудован одной цистерной емкостью 2000л дизельного топлива.
Почва гаража и склада забетонирована. Рельсы в пункте обслуживания дизелевозов уложены на железобетонные шпалы.
Использованные обтирочные материалы, хранятся в закрытых металлических ящиках и ежесуточно выдаются из шахты.
Гараж и склад оборудованы телефонной связью. На складе ГСМ телефон установлен вне камеры, но не далее 20м от входа.
Ответственным за эксплуатацию и ремонт локомотива является начальник участка ШТ.
6.1.9 Расчет массы перевозимого груза
Массу перевозимого груза рассчитываем для наиболее тяжелых участков трассы - путевому уклону.
Допустимая масса состава определяется из условия: трогания с места, обеспечения установившегося движения и обеспечения тормозного пути.
Допустимая масса груженого состава при трогании с места:
а) на подъем:
Q>гр>п..=
(175)
где , Р>сц>=4,8 т >.>- сцепная масса дизельного локомотива;
= 9кг/т – удельное сопротивление
движению состава;
Ψ= 0,08 – коэффициент сцепления;
=
0,03м/сек2 –
пусковое ускорение;
i - расчетный уклон рельсового пути ‰;
i=
,
(176)
где, Н>1>, Н>2> – отметки выработки в конечной и начальной точках Н>1>=323,0м; Н>2>=150,0м
L = 790 м- длина доставки по путевому уклону дизельным локомотивом;
Q>гр.>п.
=
б) на спуск
Q>гр.>с..=
(177)
Допустимая масса груженого состава при установившейся скорости движении:
а) на подъем
Q>гр>п..=
(178)
б) на спуск
Q>гр>с..=
(179)
Допустимая масса груженого состава по условию обеспечения тормозного пути в зависимости от допустимой скорости движении:
,
км/час, (180)
где, L>т> = 40м – допустимый тормозной путь;
B>T>> >- удельная тормозная сила
(181)
км/час (3,6 м/сек)
Эксплуатационная скорость движения локомотива (V = 2,0 м/сек) < допустимой скорости движении (V>доп>>.>=3,6 м/сек).
Масса груженого состава принимается по наименьшему значению и составит Q>гр> = 25,9т.
6.1.10 Расчет количества воздуха для разбавления выхлопных газов в пунктах технического обслуживания локомотивов
Расход воздуха по проветриванию гаражей и заправочных пунктов определяется по формуле:
,
(182)
где, Q>в> – расход воздуха на проветривание выработок, в которых работают транспортные машины с дизельным приводом, по факту разжижения выхлопных газов, м3/мин;
(183)
где,
=0,002%
- максимальная концентрация окислов
азота в неразбавленных выхлопных газах
двигателей, % по объему принимается по
данным изготовителя машин;
=0,0001%
- предельно допустимая концентрация
оксидов азота, приведенных к NO>2>
в атмосфере камеры, % по объему; (ПБ §231);
q - удельный выход выхлопных газов, (q=0,065м3/мин .л.с.) для дизелей без наддува (по данным завода изготовителя);
N>Z>-суммарная номинальная мощность машин, одновременно работающих в камере л.с. (N>Z>> >= 1,36*78,8 = л.с. - мощность одного двигателя);
К - коэффициент одновременности работы и степени загрузки двигателей, зависящих от числа машин. При (h=1, K=1).
,
6.1.11 Оборудование пунктов обслуживания локомотивов, мест перегрузки грузов, мест посадки и схода людей
6.1.11.1 Оборудование временной стоянки дизелевозов
Временную стоянку дизелевозов ИММ 80ТД, планируется расположить на посадочной площадке клетьевого ствола, закрепленной бетонной крепью. Стоянка дизелевозов оборудуется телефонной связью и противопожарными средствами (5 огнетушителей, ящик с инертной пылью (песком) – 0,5м3, пожарный рукав, длиной не менее 20м, две лопаты, два ведра, лом, брезент размером 2х2, пропитанный негорючим составом).
Длина временной стоянки для состава составляет не менее 50 м. Временная стоянка с обеих сторон огораживается металлической решеткой с дверьми, закрывающимися на замок. Дизелевозы располагаются на временной стоянке, таким образом, чтобы между ним и бортами выработок обеспечивался свободный проход для людей не менее 1м.
Заправка и ремонт дизелевоза производится в гараже.
6.1.11.2 Оборудование мест посадки (схода) людей
Площадки посадки (схода) людей имеют металлический каркас с дощатым настилом. Места посадки (схода) людей оборудуются телефонной связью, освещаются согласно ПБ.
Перевозка людей локомотивом должна производиться в специальных кабинах заводского изготовления по 8 человек. Перевозка людей на грузовых тележках категорически запрещается. При выполнении пассажирских рейсов допускается использование грузовых тележек состава только для перевозки ручного инструмента. Для доставки людей в проходческие забои и очистные забои оборудуются площадки для посадки и схода:
1) стационарная на посадочной площадке клетьевого ствола.
2) переносные - в 50 метрах от проходческих и очистных забоев. Посадочные площадки оборудуются согласно следующим требованиям:
1) со стороны посадки (схода) людей в подвижный состав оборудуется проход шириной не менее 1м (допускается уменьшение этого зазора до 0,7 м на площадках посадки (схода) людей, периодически переносимых в процессе эксплуатации дороги);
2) на площадках посадки (схода) людей должны быть вывешены аншлаги с указанием общего количества посадочных мест в составе, фамилия и должность лица, ответственного за перевозку людей:
3) площадки посадки (схода) должны быть освещены в соответствии с ПБ (не менее 15 люкс);
4) стационарные площадки посадки (схода) оборудуются телефонной связью, включенной в общешахтную сеть;
5) площадки посадки (схода) должны оборудоваться настилом, так чтобы расстояние между днищем пассажирской кабины и настилом составляло 0,2-0,4 м. Длина настила должна быть не менее длины пассажирской части состава.
6) при работе дороги в режиме перевозки грузов количество находящихся в составе людей не должно превышать 3-х человек, в том числе машинист локомотива, его помощник и лицо, сопровождающее груз.
7) кабины для перевозки людей оборудованы специальной сигнализацией, позволяющей подавать звуковой сигнал с любого сидения кабины, воздействуя на 2 механических звонка, расположенных по торцам каждой кабины.
8) при подходе подвижного состава к площадкам посадки (схода) скорость локомотива снижается до минимальной, машинист подает предупредительный сигнал. При отправлении подвижного состава от площадки посадки (схода) машинист также подает предупредительный сигнал
9) также с каждой кабины с помощью специального троса возможно управление поворотным ограничителем разъединительного клапана тормозного цилиндра на случай экстренного торможения состава посредством срабатывания тормозной тележки.
При перевозке людей локомотив располагается впереди состава. В случае если локомотив располагается в хвосте состава, то в первой кабине обязательно нахождение
помощника машиниста (кондуктора), который согласовывает движение и остановку локомотива с машинистом посредством звуковых сигналов, установленных на первой кабине. Сигналы: 1 - "Стоп", 2 - "Вперед", 3 -"Назад".
6.1.12 Меры безопасности при эксплуатации монорельсовой дороги и локомотивов
К управлению локомотивами с дизельным приводом допускаются лица, прошедшие специальное обучение, сдавшие экзамены, получившие удостоверение и имеющие подземный стаж работы не менее одного года и ознакомленные с «Руководством по эксплуатации…..» и настоящим проектом.
Каждая машина, поступившая в эксплуатацию, должна быть занумерована и распоряжением по участку закреплена за определенными лицами.
В подземных условиях допускается применение дизельного топлива с температурой вспышки в закрытом тягле не ниже 61°С и содержанием серы не более 0,2% по весу (ГОСТ 305-82) с антидымной присадкой. Запрещается использовать топливо неизвестной марки.
Сведения о ремонтах и результатах осмотров каждой машины должны заноситься в "Книгу осмотра и ремонта локомотивов".
Во время движения запрещено высовываться из кабины локомотива и сходить с него. При управлении локомотивом машинист должен находиться в кабине.
Стоянка локомотива на уклоне допускается только в случае аварии или неисправности, которая может вызвать аварию.
Не разрешается эксплуатация локомотива без боковых и фронтальных кожухов. Боковые кожухи разрешается снимать только при неработающем локомотиве.
При сцепке грузовых тележек с локомотивом действуют соответствующие правила. Запрещается толкать состав без тяги только лишь кабинами.
Не разрешается нагружать локомотив сверх допускаемой нагрузки.
Проводить какой-либо ремонт на локомотиве разрешается только при неработающем дизеле.
При движении локомотива по горизонтальному пути или на уклоне машинист локомотива должен предотвратить буксование тяговых колес в случае наезда на препятствие или на мокром или замасленном рельсе. Нужно вернуться назад и вновь плавным движением указанный участок преодолеть. Если и после отмеченной попытки не удастся преодолеть этот участок рельса, то эту секцию подвесного пути нужно очистить досуха и лишь после этого продолжать движение.
При износе тяговых колес до диаметра 340 мм их нужно заменить. При обнаружении плоскости шире 10 мм на цилиндрической части тяговое колесо ролик нужно также заменить. Все колеса должны иметь одинаковый диаметр и должны быть изготовлены из одного материала.
При износе тормозной накладки до 2 мм нужно заменить накладки. После замены накладок тормоза нужно проверить при заторможенном локомотиве на отрыв.
Для соединения локомотива с ограничителем скорости применять только соединительные штанги заводского изготовления.
Каждую остановку локомотива с помощью ограничителя скорости нужно считать аварийным случаем и записать его в книге осмотра и ремонта локомотива.
Запрещается работа на неисправных машинах, в том числе:
1) при неисправных :дизельном двигателе, трансмиссии и устройствах тепловой защиты и аварийной остановки двигателя;
2) при неисправных и не заправленных: устройствах для очистки выхлопных газов и охлаждения двигателя, повышенном содержании вредных компонентов в выхлопных газах;
3) при неисправных и засоренных пламегасителях (по журналу проверяется дата очистки пламегасителей);
4) при отсутствии или неисправности стационарных средств пожаротушения и переносных огнетушителей;
5) при обнаружении утечек и неплотностей: в топливной, гидравлической, водяной, масляной, воздушной и других системах;
6) при повышенном дымлении двигателя, разрегулированной системе подачи топлива, нарушенных пломбах и маркировках системы подачи топлива и угла опережения впрыска;
7) при нарушениях взрывобезопасности и взрывозащиты всасывающей и выхлопной систем двигателя;
8) при нарушениях взрывозащиты, блокировок и защит электрического и другого оборудования;
9) при неисправных блокировках, средствах защиты, скоростемерах;
10) при неисправных или не отрегулированных тормозах;
11) при неисправных автоматических приборах контроля содержания метана.
12) результаты осмотра машины необходимо занести в "Путевой лист машинистам на локомотив №...".
В шахтах допускается эксплуатация машин, в выхлопных газах которых на любом допускаемом режиме концентрация оксида углерода не превышает 0,08% по объему, а концентрация оксидов азота в пересчете на NО>2> не превышает 0,07% ч по объему (в пересчете на N>2>O>5> – 0,035% по объему).
Воздух в действующих подземных выработках при работе машин с дизельным приводом не должен содержать ядовитых газов больше предельно допустимых концентраций (ПДК), в том числе, оксидов азота (в пересчете на NO>2>) более 5мг/м3 (0,00025% по объему) и диоксида азота NО>2> 2 мг/м3 (0,0001% по объему), оксида углерода более 20мг/м (0,0017% по объему).
В шахту, на участок и в отдельные выработки, по которым проходят маршруты движения машин с дизельным приводом, должен подаваться свежий воздух в количестве, обеспечивающем разбавление вредных компонентов выхлопных газов до ПДК, но не менее 5 м3/мин на 1 л.с. номинальной мощности дизельных двигателей.
Проверка достаточности расхода воздуха для разжижения выхлопных газов должна производиться путем отбора и анализа проб воздуха в атмосфере выработок в период работы расчетного числа машин. Отбор проб воздуха производится работниками ВГСЧ в присутствии представителя участка ВТБ шахты. По результатам анализов допускается корректировка расхода воздуха, как в большую, так и в меньшую сторону.
Отбор проб воздуха должен производиться в пунктах, характеризующих уровень загазованности атмосферы выхлопными газами всех одновременно работающих машин, а также на постах управления машинами и в местах постоянного нахождения людей. Среднее содержание вредных газов в воздухе по взятым пробам не должно превышать установленных санитарных норм.
Места замеров и отбор проб воздуха, а также периодичность и форма представления данных определяются приказом по шахте.
Анализ состава воздуха в местах работы машин должен производиться дополнительно в случаях изменения газовой обстановки в выработках, в том числе, при изменении схемы вентиляции или числа одновременно работающих машин.
Количество воздуха в местах работы машин с дизельным приводом и содержание в нем СО, СО>2> и О>2> должно проверяться не реже двух раз в месяц работниками участка ВТБ. В местах замера количества воздуха должны быть доски, на которых записываются: дата замера, площадь поперечного сечения выработки, расчетное и фактическое количество воздуха, скорость воздушной струи, количество работающих машин с дизельным приводом.
При нарушениях или изменениях установленного вентиляционного режима машины должны быть остановлены, а их двигатели выключены. Об изменениях или нарушениях схемы вентиляции должно быть немедленно сообщено на участки, где работают машины с дизельным приводом.
В процессе эксплуатации машин, не реже двух раз в месяц механиком участка ШТ, должен производиться замер концентраций оксида углерода и оксидов азота в неразбавленных выхлопных газах при работе двигателей: на максимальных оборотах, на холостом ходу и с полной нагрузкой (при движении машины на подъем с расчетным грузом). При этом содержание оксидов азота в пересчете на NO>2> не превышает 0,07% по объему и оксида углерода не превышает 0,08% по объему. Эти замеры должны быть произведены перед началом эксплуатации двигателя в подземных условиях, после каждого ремонта, регулировки двигателя, при заправке дизельного двигателя топливом новой марки или продолжительного перерыва в работе (более двух недель). Отбор и анализ проб выхлопных газов производится работниками ВГСЧ в присутствии представителя участка ВТБ шахты.
Дизельные двигатели при остановке транспортных машин (гараж, временная стоянка) продолжительностью более 5 минут должны выключаться, за исключением случаев опробования работы двигателей.
Проветривание пункта обслуживания машин с дизельным приводом должно обеспечивать состав воздуха, отвечающий санитарным нормам, но не менее чем четырехкратный обмен воздуха в течение часа. Во всех пунктах обслуживания (гараж, временная стоянка) должны быть плакаты с указанием максимально допустимого числа одновременно работающих машин.
Скорости движения машин с дизельным приводом в направлении потоков воздуха должны отличаться от скорости движения потоков не менее чем на 0,5 м/сек. Движение с более близкими по величине скоростями допускается лишь в периоды разгоны или торможения машины. При перевозке людей или грузов расстояние между находящимися на одном пути дизельными машинами должно быть не менее 100 м.
Машинисты и слесари по обслуживанию машин с дизельным приводом ежеквартально должны проходить инструктаж по вентиляции и технике безопасности, связанной с эксплуатацией машин.
Зазор между наиболее выступающей частью габарита подвижного состава монорельсовой дороги или перевозимого груза и крепью выработки должен быть не менее 0,3м и для прохода людей не менее 0,7. При скорости движения 1 м/с и ниже допускается зазор 0,2метра. Зазор между днищем сосуда (нижней кромкой перевозимого груза) и почвой выработки должен быть не менее 0,4метра. При перевозке крупногабаритного оборудования с письменного разрешения главного инженера шахты допускается уменьшение зазора между нижней кромкой перевозимого груза и почвой выработки или расположенным на почве оборудованием до 0,2м при выполнении следующих условий: сопровождение груза лицом технического надзора; выключении конвейера и механической блокировке его пускателя при доставке по конвейеризированным выработкам.
Запрещается размещение в одной выработке средств монорельсового и рельсового транспорта. В пересечениях (сопряжениях) выработок, оборудованных монорельсовой дизельной дорогой и рельсовым транспортом, должна исключаться их одновременная работа.
Резервуары, трубопроводы и аппаратура в гараже должна иметь надежное заземление.
Выработки с монорельсовым транспортом и подвижной состав монорельсовых дорог должны быть оснащены средствами сигнализации и знаками безопасности в соответствии с "Едиными требованиями к сигналам и знакам в подземных выработках и на шахтном транспорте угольных и сланцевых шахт", 1980г.
Состав монорельсовой дороги должен быть загружен так, чтобы между грузами, находящимися на смежных тележках, выдерживалось расстояние, обеспечивающее прохождение состава на закруглениях и перегибах пути, но не менее 0,3 м. При этом на всем протяжении трассы дороги зазор между верхней кромкой перевозимого груза и нижней кромкой монорельсового пути должен быть не менее 50 мм.
6.1.13 Определение количества дизелевозов
Потребное количество дизелевозов и подвижного состава рассчитывается в каждом конкретном случае аналогично соответствующему расчету для рельсовой локомотивной откатки.
Количество дизелевозов и подвижного состава зависит от следующих факторов: размеров транспортной сети и расстояния доставки, количества перевозимых материалов, оборудования и людей, производительности локомотивных составов.
Общее количество рабочих дизелевозов определяется в зависимости от потребного количества машиносмен в сутки и режима их работы (числа рабочих смен по доставке).
Дизелевозный парк, обслуживающий шахту, состоит из рейсовых, вспомогательных (для маневровой службы и вспомогательных транспортных операций), резервных машин и машин, находящихся в ремонте.
Определим возможное число рейсов за смену одним дизелевозом:
(184)
где
-
продолжительность смены, ч.;
-
коэффициент, учитывающий время подготовки
дизелевоза к эксплуатации;
-
время одного рейса, мин.
3,6
рейсов.
Потребное число рейсов за смену, исходя из объема перевозимого материала и оборудования, определяется:
рейсов.
(185)
где
- максимальный объем материалов
перевозимый за смену по шахте;
-
коэффициент неравномерности поступления
груза;
-
максимальный вес груза перевозимый за
один рейс, т;
-
число рейсов с пассажирами, рейсов.
11,9
рейсов.
Потребное количество рабочих дизелевозов определяется:
=3,3
шт. (186)
Инвентарное число дизелевозов:
=3,3+1=4,3
шт. (187)
Принимаем количество дизелевозов 5 шт.
Фактическая производительность одного дизелевоза в смену:
,
км/см. (188)
где
-
средневзвешенная длина откатки, км
=63
км/см.
Возможная сменная производительность одним дизелевозом:
=11*3.6*3=118.8
км/см. (189)
Коэффициент использования дизелевоза определяется:
=
=0.53
(190)
Для перевозки вспомогательного оборудования, материалов и людей по шахте потребуется 5 дизелевозов.
Вывод : применение новой технологической схемы вспомогательного транспорта и использовании дизелевозов позволяет улучшить технико-экономические показатели шахты, снизить травматизм на вспомогательном транспорте.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
В результате выполнения дипломного проекта по теме «Расширение филиала «Шахта «Осинниковская», за счет ввода в отработку запасов филиала «Шахта «Тайжина» целью которого явилось увеличение технико-экономических показателей, увеличение добычи угля, повышение уровня техники безопасности, при минимальной себестоимости были предложены решения рационального способа вскрытия, подготовки и отработки горизонта -360м.
Произведенные расчеты показали, что наиболее оптимальным вариантом вскрытия и подготовки гор. -360м, является вариант с проведение выработок по пластам. Принятая в проекте технологическая схема проведения и крепления горных выработок, а также организация работ 3 шестичасовых смены по проходке и одна ремонтно- подготовительная, при выбранном типовом сечении выработок, позволяет достичь темпов 270 пог. метров в месяц. В подготовительном забое применяется современное оборудование: проходческий комбайн П 110-01, ленточный перегружатель ППЛ-800, ленточный конвейер ПТ-120. Для установки анкерной крепи принято самое современное бурильное оборудование фирмы «WOMBAT».
Исходя из горно-геологических условий залегания пласта Е-5, в проекте принята система разработки - длинные столбы по простиранию с выемкой угля в комплексно – механизированном забое. Способ управления кровлей – полное обрушение.
Данная система разработки позволяет: полностью разделить подготовительные и очистные работы во времени и пространстве, что позволит эффективно использовать высокопроизводительную технику; вести детальную разведку пласта в период подготовительных работ; концентрировать нагрузку на очистной забой; осуществлять комплекс мероприятий направленных на своевременную профилактическую подготовку пласта к выемке.
В очистном забое применено современное оборудование отечественного производства: механизированная крепь МКЮ 4-11/32, очистной комбайн К-500Ю, лавный конвейер КСЮ 271.38Л, перегружатель ПСМ-30. Принятой организацией работ предусмотрена работа комбайна по односторонней схеме, шириной захвата 0,8м. Количество циклов в сутки – 7,5. При принятой организации работ и режиме 3 добычных смены и одна ремонтно-подготовительная удалось выйти на уровень месячной добычи 142890 т. Производительность труда ППП увеличилась до 88,2 т/выход.
В качестве основного транспорта в проекте принята полная конвейеризация доставки угля от очистных и подготовительных забоев до скипового ствола. Для транспортировки угля применены высокопроизводительные ленточные конвейеры ПТ 120.
Для доставки материалов, оборудования, в проекте предлагается полная замена вспомогательного рельсового транспорта на современный не имеющий конкурентов монорельсовый транспорт с локомотивной тягой. Цель перехода доставки оборудования и материалов с помощью монорельсовой дороги с локомотивной тягой - это отказ от локомотивного транспорта, участковых подъемов оборудованных рельсовыми путями и лебедками ЛВ-25, а также отказ от вспомогательных напочвенных дорог оборудованных лебедками ЛВ-25 и «волокушами». Задачей монорельсового транспорта будет являться доставка оборудования и материалов от клетьевого ствола до подготовительных и очистных забоев. Выполнение этой задачи поможет избавиться от перегрузок оборудования и материалов, будет способствовать повышению эффективности подземного транспорта, снижению трудоемкости доставки материалов и оборудования в забоях.
Так, как шахта «Осинниковская» имеет большую глубину залегания отрабатываемого горизонта и исключается возможность проведения вскрывающей выработки с поверхности, поэтому в проекте принята внутришахтовая монорельсовая доставка груза. На поверхности шахты оборудование и материалы, уложенные в пакеты или в контейнеры, привозятся к клетьевому стволу на платформах типа ПВГ-3.3, имеющих приспособление для крепления контейнеров. Далее по клетьевому стволу груз опускается в шахту. Из под клетьевого ствола пакеты и контейнеры с помощью дизелевоза и монорельсовой дороги доставляются в очистные и подготовительные забои.
При применении новой технологической схемы вспомогательного транспорта позволило снизить списочный состав участка шахтного транспорта, снизить травматизм при доставочных, погрузочно-разгрузочных работах, снизить себестоимость угля.
Реализация предложенных в проекте технических решений и предложений позволит как показывают расчеты вывести шахту «Осинниковскую» на качественно и количественно новый уровень технико-экономических показателей. Это позволит достичь поставленной цели по увеличению добычи и сделать уголь по цене и качеству конкурентно способным на рынке.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
Федеральный закон от 21.07.97 № 116 «О промышленной безопасности опасных производственных объектов».
Процессы очистных работ и системы разработки: Методическое указание/ А.Я. Семенихин. – Новокузнецк: СибГИУ, 2001. – 118с.
Бурчаков А.С., Жежелевский Ю.А., Ярунин С.А. Технология и механизация подземной разработки пластовых месторождений. - М.: Недра, 1989. – 431с.
Штумпф Г.Г., Егоров П.В., Лебедев А.В. Крепление и поддержание горных выработок: Справочник рабочего. – М.: Недра, 1993. – 427с. ил.
Егоров П.В., Штумпф Г.Г., Петров А.И. и др. - М.: Недра, 1994. – 368с.: ил.
Вспомогательные процессы горного производства: Методические указания/ А.Я. Семенихин. - Новокузнецк: СибГИУ, 2001. – 118с.
Кантович Л.И., Гетопанов В.Н. Горные машины. - М.: Недра, 1989. – 304с.
Сенкус В. В. Обоснование параметров технологических схем угольных шахт: Учебное пособие. Под редакцией проф., д. т. н. Фрянова В. Н. - Новокузнецк: СибГИУ, 1998. –156с.
Экономическая эффективность дипломного проекта: Методические указания/ Смирнова С.А. - Новокузнецк: СибГИУ, 1998. – 31 с.
Х. Кундель. Выемка угля. Под ред. В.И. Парамонова – М.: Недра, 1986. – 28с.
Методика разработки паспорта подготовки и отработки выемочного участка. – Новокузнецк: Проект, 1998. – 80 с.
Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – Москва. Мак НИИ
Килячков А.П. Технология горного производства: Учебник для вузов – 4-е изд. перераб. и доп. – М.: Недра, 1992. – 415 с.
Краткий справочник горного инженера угольной шахты. Под общ. дед. Бурчакова А.С и Кузюкова Ф.Ф. – 3-е изд., перераб., и доп. – М. Недра, 1982 – 454 с.
Клорикьян С.Х., Старичнева В.В., Сребный М.А. и др. Машины и оборудование для шахт и рудников. Справочник – М: МГГУ – 1994 – 471 с.
Оформление расчётно-графической документации при выполнении курсовых и дипломных проектов: Методические указания/ Власкин Ю.К., Фрянов В.Н., Лубяная Г.И., СибГИУ, - Новокузнецк ,– 1998 – 26с.
Технология проведения горизонтальных и наклонных подготовительных выработок/ сост. А.Я. Семенихин, Соин В.В – Новокузнецк: СибГИУ, 1998. – 35с.
Правила безопасности в угольных шахтах: Книга 2. Инструкции – Самара: Самарский Дом печати, 2003. – 352с.
Правила безопасности в угольных шахтах. Книга 1. – Самара: Самарский Дом печати, 2003. – 346с.
Астахов А.С., Краснянский Г.Л., Малышев Ю.Н., Яновский А.Б. Горная микроэкономика (экономика горной промышленности): Учебник для вузов. – М.: Академия горных наук, 1997. - 279с.
Моссаковский Я.В. Экономика горной промышленности: Учебник для вузов. – М.: Недра, 1998. – 188с.
Раицкий К.А. Экономика предприятия: Учебник для вузов. – М.: Маркетинг, 1999. - 663с.
Основные положения применения очистных механизированных комплексов и агрегатов в угольных шахтах: – М.: ИГД им. Скочинского А. А., 1988. – 240с.
Руководство по дегазации угольных шахт – М.: Недра, 1990. – 87с.
Руководство по борьбе с пылью и пылевзрывозащите на угольных и сланцевых шахтах – Кемерово, 1992. – 56с.
Руководящий технический материал, конвейеры шахтные скребковые (тяговый расчёт), утверждённый распоряжением МУП СССР от 22.12.81г №44-4-95/8332.
Основные положения по проектированию подземного транспорта для новых и действующих угольных шахт – М.: Недра, 1986. - 152с.
Бурчаков А.С., Гринько Н.К., Черняк И.Л. Процессы подземных горных работ. – М.: Недра, 1982. - 302с.
Семенихин А.Я., Фрянов В.Н. вспомогательные процессы горного производства: Учебное пособие. – Новокузнецк: СибГИУ, 2001. – 118с.
Ильин А.М., Антипов В.Н., Наймарк А.М. Безопасность труда в горной промышленности. – М.: Недра, 1991. – 240с.