Спецчасть Содержание. Введение ………………………………………………………. 4 1. Геология месторождения и шахтного поля ……………… 5 2. Основные параметры шахты. Организация работ ……. 18 3. Вскрытие и подготовка шахтного поля ………………. 21 4. Проведение и крепление выработки …………………… 32 5. Система разработки ………………………………………. 46 6. Подъем …………………………………………………… 54 7. Шахтный транспорт ……………………………………….. 64 8. Вентиляция ……………………………………………… 78 9. Охрана труда ……………………………………………… 84 10. Водоотлив ……………………………………………………. 90 11. Поверхность …………………………………………………. 96 12. Электроснабжение ………………………………………….. 98 13. Автоматизация ………………………………………………. 105 14. Экология ……………………………………………………… 114 15. Технико-экономическая часть …………………………… 119 Спецчасть ……………………………………………… 124 Заключение ……………………………………………. 157 Список литературы ………………………………….. 158 1 .Геология месторождения и шахтного поля Печорский угольный бассейн расположен на крайнем северо – востоке Европейской части страны между 65° - 70° северной широты и 56° - 65° восточной долготы . Значительная часть его расположена севернее Полярного круга .Бассейн с востока ограничен хребтами Полярного и Приполярного Урала, северной его границей является побережье Карского и Печорского морей Ледовитого океана. На западе граница условно проводится несколько западнее кряжа Чернышева по меридиану 58° в. д., южная граница бассейна проходит в верховьях реки Косью около 65° с.ш. Протягиваясь с северо – востока на юго – запад на 400 км и имея ширину до 300 км , бассейн имеет площадь 90 тысяч квадратных километров . По общим ресурсам угля – около 400 млрд.т – бассейн представляет собой крупную базу для развития энергетической и коксохимической промышленности европейской части станы. Основное значение бассейна заключается в запасах коксующихся углей. Однако использование его сдерживается удаленностью от крупных потребителей ( в среднем 1900 км),ограниченностью разведанных запасов углей марок К и ОС, сложностью разработки последних. Основными потребителями углей является энергетика севера и северо–запада европейской части страны, и черная металлургия – Череповецкий и Новолипецкий металлургические комбинаты. В границах бассейна выделяются наиболее освоенные и разведанные промышленные угленосные районы - Воркутский, Интинский, Халмерьюский общей площадью 6тыс.км. В бассейне выявлено около 30 угольных месторождений, из которых балансом учтено 11: Паэмбойское, Халмерьюское, Верхнесырьягинское, Нижнесырьягинское в Халмерьюском угленосном районе; Воркутское, Воргашорское, Юньягинское, Усинское и Сейдинское –в Воркутском; Интинское и Кожимское – в Интинском. Разведанные балансовые запасы угля по категориям А+ В + С1 + С 2 в бассейне составляют около 14 миллиардов тонн , в том числе по категориям А + В +С1 около 10 миллиардов тонн . Большая часть разведанных запасов бассейна приходится на угли марок Ж – 41,7 % ; Г – 33 % ; Д – 19,9 % ; К – 2,2 % ; ОС – 1,5 % и Т –1,4 % . В бассейне эксплуатируется Воркутское, Интинское и Воргашорское месторождение . На Юньягинском и Хальмерюском месторождениях работа прекращена. Глубина разработки угольных пластов на Воркутском месторождении колеблется до 1040 м(ш." Комсомольская"); на Интинском от 140 до 420м.; на Воргашорском от 340 до 420м. Угленосными отложениями в бассейне являются отложения воркутской серии P1-2 vr – кунгурский ярус нижней перми P1 kg и уфимский ярус верхней перми P2 uf и печорской серии P2 pc – казанский P2 kz и татарский ярусы верхней перми P2 t. Общая мощность угленосных отложений достигает 5500 м. В зависимости от угленасыщенности и по статиграфическим признакам воркутская серия разделена на лекворкутскую P1-2 lv и интинскую P2 in свиты; лекворкутская в свою очередь, делится на аячягинскую и рудницкую подсвиты (P1-2 lv1 и P1-2 lv2 ). Основным объектом разведки и эксплуатации в бассейне являются угольные пласты рудницкой подсвиты . Они характеризуются простым строением, выдержаностью, хорошим качеством и являются коксующимися . На всей площади бассейна угленосная толща перекрыта четвертичными отложениями мощностью до 130 м, а местами также отложениями триасового, юрского и мелового периодов ( районы Усинского и Сейдинского месторождений). На Воркутском месторождении в рудницкой подсвите отрабатываются пласты n14+13+12+11 – Мощный, n14+13+12 –Тройной, n11 – Четвертый, n7 –Пятый; в интинской свите пласты h6 , i4 ,i2 . Принятые в бассейне кондиции для балансовых запасов углей характеризуется следующими показателями (табл. 1.1). Для подсчета забалансовых запасов углей наименьшая мощность 0.5 м и наибольшая зольность 50 %. Таблица 1.1 Кондиции по мощности угольных пластов и зольности угля Печорского бассейна. Месторождение,шахтное поле. Коксующиеся угли нижний предел мощности, м. Коксующиеся угли, верхний предел зольности,;% Энергетические угли, нижний предел мощности,м. Энергетические угли. Верхний предел зольности,% Воркутское 0,8 25 _ _ Ш."Аяч-яга" _ _ 0.8 35 Хальмерюское,Юньягинское,Воргашорское,Верхне- и Нижнесырягинское. 0,7 25 0,9 30 Шахтное поле № 33 0,7 35 _ _ Сейденское,Паэмбойское. _ _ 1,0 30 Усинское,Интинск, в том числе- _ _ 0,8-1,0 40 При пологом залегании , _ _ 1,0 40 То же при крутом залегании _ _ 0,8 40 По изменению мощности рабочие пласты подразеляются на выдержанные, относительно выдержанные, невыдержанные. В таблице 1.2 представлено распределение месторождениий и эксплуатируемых шахтных полей бассейна по группам выдержанности мощности угольных пластов. Для рабочих угольных пластов характерно явление расщепления. Тектоника на участках разреза угленосной толщи с энергетическими углями –интинская свита-относительно простое, с коксующимися углями – более сложное. Отдельные угольные месторождения приурочены преимущественно к крыльям синклинальных складок, часто нарушенных вторичной складчатостью и дизьюнктивными нарушениями,.углы падения пород и пластов угля колеблются от 10° до 20°,на отдельных участках до 30-40°; на северо –востоке бассейна они достигают 60-80°. Амплитуда смещения по разрывным нарушениям колеблется от нескольких метров до сотен метров. По сложности геологического строения выделяются четыре группы месторождениий (шахтных полей). 1-я группа – простого строения: угленосная толща имеет спокойное моноклинальное залегание, которое на отдельных участках осложнено пологой волнистостью; возможно наличие редких мелких разрывных нарушений (Интинское,Сейденское,Паэмбойское м-я). 2-я группа –средней сложности строения с блоковой структурой; угленосная толща имеет моноклинальное залегание которое осложнено одиночными или групповыми разрывами, ориентированными диагонально или вкрест простирания толщи; они разделяют месторождение на отдельные блоки, внутри которых изменение залегания угольных пластов имеет закономерный характер (Воргашорское,Воркутское,Усинское). 3-я группа – сложного строения: моноклинальное залегание угленосной толщи осложнено мелкой волнистостью и преемущественно мелкими разрывными нарушениями. Выдержанность основных угольных пластов по месторождениям Таблица 1.2 и шахтным полям Печорского бассейна. Число рабочих пластов. Выдержанные Относительно выдержанные Невыдержанные 1 Воргашорское (ш."Воргашорская" и ш."Октябрьская") Воркутское (ш."Южная") __ 2-4 Воркутское(ш-ты "Заполярная", "Северная", "Юр-шор","Воркутинская"). Юньягинское Воркутское(шахты "Комсомольская","Центральная").Усинское, Хальмерюское,Нижнесырьягинское,Интинское(западная часть),Сейденское,Кожимское. Воркутское(ш."Аяч-яга") 4-8 Интинское (северо-восточная часть) Верхнесырьягинское, Паэмбойское. __ (Юнь-ягинское, Нижнесырьягинское и южная часть Верхнесырьягинского месторождения). 4 – я группа – очень сложного строения: угленосная толща имеет складчатое залегание, которое осложнено многочисленными разнонаправленными разрывными нарушениями; закономерность в распростронении разрывных нарушений отсутствует (Хальмерюское, северная часть Верхнесырьягинского месторождения). Условия разработки месторождения бассейна в ряде случаев являются довольно сложными из-за развития на большей части многолетней мерзлоты, повышенного содержания метана, наличия у некоторых рабочих пластов угля ложной кровли, а местами неустойчивой непосредственной кровли, динамических явлений – горных ударов и внезапных выбросов угля и газа, повышенное содержание свободной двуокиси кремния во вмещающих породах. В геологическом строении шахтного поля участвуют отложения пермского возраста , перекрытые четвертичными отложениями . Пермские отложения представлены образованиями юньягинской, воркутской и печорской серий. В разрезе серий литологический состав представлен переслаивающимися песчаниками , алевролитами и пластами угля . Четвертичные отложения представлены суглинками , песками и супесями .. Мощность покровных отложений составляет от 35 до 100 метров . В структурном отношении поле шахты представляет моноклиналь субмеридионального простирания, пологопадающую на восток . Моноклинальное залегание пород осложняется складчатыми и групирующимися в системы разрывными нарушениями значительной протяжённости. Эти нарушения ( Ж с , Ж 4 , З – К , З 3 ) расчленяют шахтное поле на три тектонических блока – северный, центральный и южный, характеризующихся особенностями залегания угленосной толщи и проявлениями мелких и реже- среднеамплитудных разрывных и складчатых нарушений. Северный блок ограничен с севера нарушением ²Жс² и с юга нарушением ²Ж4². Центральный блок размещается между нарушениями ²Ж4² и ²Зк² и южный - между ²Зк² и ²З3² . Северный блок имеет протяжённость по простиранию от 2 - х до 4 – х км ( в приосевой части мульды ) . Особенностью блока является слабая дислоцированность и северо-восточное простирание пород с углами падения 10° – 15° . В средней части блока выражен флексурный перегиб шириной 0,7 - 0,8 км с углами падения 18° -22°, в северо – западном направлении перегиб выполаживается . Амплитуда разрывных нарушений в пределах блока колеблется от 4 до 70 метров . Центральный блок, протяжённостью 1,8 – 3,2 км имеет преимущественно субмеридиональное простирание пород и характеризуется более интенсивной складчатостью . Разрывные нарушения в пределах блока имеют малую амплитуду - менее 10 метров. В нижней и верхней части блока углы падения составляют 5˚-10˚ выходах пластов, ниже - 13˚-19˚.В пределах центрального блока установленно до 30 разрывных нарушений малой амплитуды и небольшой протяженности. Южный блок имеет форму клина, длиной 4 – 5 км, расширяющегося по восстанию и ограниченного разрывными нарушениями . Простирание пород в пределах блока меридиональное с падением на восток под углами 5°- 15°. Южный блок харктеризуется наибольшей дислоцированностью, чем другие блоки шахтного поля. Все выявленные разрывные нарушения блока образуют единую зону с падением сместителей на юго – востоке под углами 15°- 45° и амплитудами разрывов от 2 до 25 метров. В целом, по тектоническим особенностям поле шахты ²Заполярная² относится к первой группе, а на нижних горизонтах южного блока приближается к второй сложности . Промышленная угленоснось шахтного поля связана с пакетом N , рудницкой подсвиты , воркутской серии . Из пластов этой подсвиты в пределах шахтного поля залегают пласты : Тройной ( n14 + 13 + 12 ) , Верхний (n 14+13 ) , Четвёртый (n11) , Пятый (n 7 ) , Восьмой ( n 6 ) и n 1 . Пласт Тройной (n14+ 13 + 12 ) является верхним рабочим пластом и залегает в пределах северного и центрального блоков шахтного поля . В южном блоке этот пласт расщепляется на пласты Верхний ( n14 + 13 ) и Третий ( n12) . Последний имеет небольшую мощность . Пласт Тройной преимущественно простого строения , средней мощности . Усложнение пласта отмечается на нижних отметках третьего горизонта за счёт появления в средней части пласта прослоя породы мощностью от 0,05 до 0,17 метра . Мощность пласта колеблется в пределах 2,5 – 2,9 метра при средней - 2,63 метра . Непосредственная кровля пласта представлена мелкозернистыми алевролитами , слоистыми аргиллитами и реже песчаниками . Основная кровля сложена слоистыми тонкозернистыми песчаниками и алевролитами . Непосредственная кровля разделяется на несколько пачек . Одна из них ( пачка ²а²) образует ²ложную² кровлю, мощность которой изменяется от 0,2 до 0,15 метра . При среднем значении 0,55 метра . Распространена она в северной части поля . Из –за неустойчивости эта пачка обрушается в призабойное пространство . Для её удержания и сохранения качества угля на шахте выемка пласта ведется с оставлением пачки угля мощностью от 0,3 до 0,5 метра , потери пласта по мощности составляют 0,8 % . Кроме того , на 50 – 80 % площади поля выделяется пачка ²а1² , мощность которой составляет от 0 до 2 – х метров . Эта пачка является неустойчивой частью разреза кровли пласта и слагающие её породы легко обрушаются вблизи секций крепи . Эти породы допускают обнажение за комбайном не более 12 – 15 метров в течении двух , трёх часов ; после чего они обрушаются в очистное пространство . Почва пласта представлена аргиллитами и алевролитами . Пласт Верхний (n14+13 ) развит только в пределах южного блока . Пласт тонкий , преимущественно невыдержанный по мощности , сложного и очень сложного строения . Мощность пласта варьирует от 1,0 до 1,45 метра при среднем значении 1,21 метра . На большей части площади распространения пласта непосредственная кровля неустойчивая , среднеобрушаемая . Слабоустойчивая пачка ²а1² распространена на больший части площади и имеет максимальную мощность до 1,3 метра . В почве пласта залегают алевролиты . Рабочая мощность пласта сохраняется в южном блоке на длине по простиранию до 2,8 км . На юг от нарушения ²З – К² и по падению от выходов под наносы до отметки минус 150 – 200 метров . Пласт Четвертый (n11) залегает ниже пласта Тройного в 15-25 метрах и является нижним рабочим пластом . Пласт распространен в пределах всего шахтного поля и характеризуется устойчивой средней мощностью и простым строением .Мощность пласта колеблется от 1,28 до 1,6 метра при среднем значении 1,44 . Непосредственная кровля пласта представлена аргиллитами и алевролитами , основная кровля - песчаниками . Ложная кровля присутствует только на отдельных участках , мощность её составляет от 2,5 до 7-15 сантиметров . Пачка неустойчивых пород ²a1² выделяется над пластом в северной части поля . В почве пласта залегают мелкозернистые алевролиты . Условия залегания и структурные колонки пластов , принятых к разработке представлены на чертеже . По качеству угли рабочих пластов относятся к среднезольным , малосернистым и малофосфористым . По выходу летучих и толщине пластического слоя угли относятся к жирным технологическим углям марки 1Ж . Гидрогеологические условия поля шахты оцениваются как простые . Подземные воды , за счёт которых обводняются горные выработки и формируются шахтные водопритоки , приурочены к четвертичным отложениям и углевмещающим пермским породам . Подземные воды пермского водоносного горизонта приурочены к целому ряду водоносных горизонтов . Характерной особенностью водоносности всего месторождения , и в частности шахтного поля , является её уменьшение с глубиной разработки . Опытными гидрогеологическими работами и наблюдениями за обводнённостью в горных выработках действующих шахт установлено , что наибольшая водообильность отмечается до глубины 100-150 метров , ниже по разрезу - -уменьшается . Шахта ²Заполярная² в настоящее время разрабатывает пласты на глубине около 500 метров от поверхности и по содержанию метана является сверхкатегорийной Полученные при доразведке шахтного поля данные позволили уточнить в пределахх поля глубину залегания зоны газового выветривания . Так по пластам рудницкой подсвиты мощность газового выветривания составляет 40-70 метров . Для расчёта прогнозов природной газоносности угольных пластов мощность газового выветривания принята в среднем 60 метров . Нарастание природной метаноносности угольных пластов в метановой зоне происходит по криволинейной зависимости от величины их погружения ( считая по вертикали от поверхности зоны метановых газов ) . В настоящее время пласты Тройной и Четвёртый ниже отметки второго горизонта отнесены к угрожаемым по горным ударам . Защитным является пласт Четвёртый . По внезапным выбросам угля и газа пласты на втором и третьем горизонтах опасными не являются . Ниже отметки третьего горизонта пласт Тройной отнесён к опасным по внезапным выбросам угля и газа . В качестве защитного принят пласт Четвёртый . Все пласты опасны по взрывам пыли . По заключениям ИГД им . А.А. Скочинского, пласты Воркутского месторождения расцениваются как несамовозгораемые . Вмещающие пласты породы по содержанию свободной двуокиси кремния ( более 10 % ) характеризуются как силикозоопасные . Геотермические условия на глубоких горизонтах не будут являтся препятствием безопасному ведению горных работ . Температура окружающих пород на глубине 500-600 метров составляет 14-16 ° , а ниже увеличивается до 18 ° ( на глубине 800-900метров ) . 1 Основные параметры шахты. Организация работ Производственная мощность шахты задана в 2,1 млн. тонн в год. Границы шахтного поля: на севере – южные границы шахты №25 и шахты „Комсомольская”(нарушение Жс ); на юге – нарушение З3 ; на востоке – ось Воркутинской мульды; на западе – выходы угольных пластов под наносы. В указанных границах размеры шахтного поля составляют по простиранию 6400м.,по падению 3000-4000м. Баллансовые запасы определим по формуле: Z = S·H·∑m i·Y Ζбал –баллансовые запасы; S – размеры шахтного поля по простиранию,м. H – размеры шахтного поля по падению, м. Mi –мощность рабочих пластов , м. Y – плотность угля в массиве; Zбал =6400*3900*1,33*(1,44+2,78)=14 090 490 т. Промышленные запасы определим пол формуле: Zпром =Zбал - åqпл ; Где Zпром – промышленные запасы; åqпл – сумма проектных и эксплутационных потерь; åqпл =qц +qэк ; где qц - проектные потери в целиках, т. qэк – эксплутационные потери; согласно /1/ qц = 0,01 *Zбал ; qц =1 400 904,9 т. qэк =(Zбал – qц )*kэк ; где kэк – коэффициент эксплутационных потерь,kэк @0,1¸0,15; qэк =(140 090 490 – 1 400 904,9)*0,1=13 868 958 т. Т.е. по формуле (2.3): åqп = 1 400 904,9 + 13 868 958,6 = 15 269 863,5 т. тогда согласно (2.2): Zпром = 140 090 490 – 15 269 863,5 = 124 820 628 т. Срок службы шахты согласно /1/: Трасч =Zпром / Аш.г ; Трасч =124 820 628/2 100 000 = 59,5 лет. Для определения полного срока службы шахты Т воспользуемся следующим /1/: Т=Трасч +Тосв +Тзат ; Где Тосв – время на освоение проектной мощности , равное 3 годам, Tзат – время на затухание добычи; Т.е. Т = 59,5+3+2,5=65 лет. По рабочим пластам запасы распределяются следующим образом. Считая , что количество запасов пропорционально мощностям пластов, получаем : Пласт Тройной n14+13+12 – Zпром = 82,13 млн. т. Пласт Четвертый n11 – Zпром =42,69 млн.т. принимая,количество горизонтов – 3, разбивка запасов по горизонтам составляет приблизительно 41,6 млн.т. на каждый из выемочных горизонтов Режим работы шахты согласно НТП следует принимать: - число рабочих дней в году – 300; - число рабочих смен по добыче угля в сутки – 3; - продолжительность рабочей смены на подземной работе – 6 часов; - продолжительность рабочей смены на поверхности –8 часов; - количество рабочих смен в очистных и подготовительных забоях – три добычных и одна ремонтно – подготовительная. Фонд времени и режим работы рабочих следует принимать : - число рабочих дней в году – 260(220); - число рабочих дней в неделю –5; - продолжительность рабоченй недели: - на подземных работах –30 часов; - на поверхности –41 час. 3. Вскрытие и подготовка шахтного поля 3.1. Подготовка поля шахты «Заполярной» Выбор способа подготовки шахтного поля зависит от горно-геологических условий, определяющими из которых являются углы залегания рабочих пластов. Для поля шахты угол падения составляет 13 ° -15 ° следовательно согласно указаниям § 22 ПТЭ, необходимо отдать предпочтение панельному способу подготовки. Размеры выемочных полей, количество и размеры панелей по простиранию определяются с учетом наличия в шахтном поле разрывных нарушений ориентированных в крест простиранию (нарушения З-к, Ж4, З3). Ширина участков шахтного поля образованных этими нарушениями составляет до 2200 м. Причем переход комплексами этих нарушений не представляется возможным т.к. величина углов сместителей и амплитуды значительны (15-20 ° и 10-30 м). Таким образом возможны два варианта размещения панелей в шахтном поле. В первом случае в каждом блоке размешается одна панель, выемочные поля которой имеют длину порядка 900-1000 м.(рис 3.1.1). Во втором случае в шахтном поле размещаются две панели: двукрылая – в центральном и южном блоках, и однокрылая – в северном блоке. По этому варианту размеры выемочных полей составят порядка 2000 м (рис 3.1.2). Второй вариант кажется предпочтительнее т.к. снижается почти вдвое количество затрат на монтажно-демонтажные работы и количество проводимых подготовительных выработок. Хотя необходимо отметить что увеличенные размеры выемочных полей потребуют затрат на проветривание проходческих забоев, а именно необходимо сооружение дополнительных вентиляционных сбоек в центре. Кроме того переход венсбоек в дальнейшем создаст дополнительные трудности при отработке столбов. Наклонная высота панелей определяется высотой горизонта и составляет согласно рекомендациям НТП 1300 м, вертикальная высота соответственно 314 м (на 1 горизонте). Рис. 3.1.1. Подготовка шахтного поля –вариант 1. Рис. 3.1.2 Подготовка шахтного поля – вариант 2. Рис. 3.2.1. Вскрытие шахтного поля – вариант 1. Рис.3.2.1. Вскрытие шахтного поля – вариант 2. Расчет действующей и резервной линии очистных забоев выполнен по программе АО3, разработанной СПГГИ(ТУ) кафедрой РПМ. По результатам вычисления необходимое для поддержания проектной мощности шахты количество действующих лав 4, резервно-действующих 1. Годовое подвигание общей линии очистных забоев составит 782 м в год, а действующей линии очистных забоев 977 м. Таким образом, исходя из общего количества лав по пластам принимаем, что на каждом пласте будут одновременно отрабатываться по одной панели . В каждой панели ведутся очистные работы в двух действующих лавах. В первую очередь на обоих пластах отрабатывается двукрылая панель. Порядок отработки панелей нисходящий. Порядок отработки выемочных столбов обратный. В связи с тем, что пласт Четвертый является защитным для опасного по внезапным выбросам пласта Тройного, предусматривается его опережающая отработка. Размер опережения согласно ПБ составит 2 выемочных поля. Группирование пластов осуществляется промежуточными квершлагами и гезенками , которые располагаются на флангах и в центре панелей. 3.2. Вскрытие шахтного поля Вскрытие шахтного поля может осуществляться в зависимости от горно-геологических условий залегания пластов и горнотехнических условий разработки различными способами. Целесообразность применения того или иного способа вскрытия помимо технических соображений должна быть обоснована экономическим сравнением различных вариантов, наиболее соответствующим данным условиям. Для условий шахты « Заполярной» приемлемыми, учитывая опыт работы отрасли и данные литературы, являются следующие варианты: 1 вариант: вскрытие вертикальными стволами и капитальными квершлагами, с проходкой стволов до 1 горизонта и последующей их углубкой (рис 3.2.2). 2 вариант: вскрытие вертикальными стволами и капитальными квершлагами с проходкой на полную глубину до 2 горизонта. Для выбора того или иного варианта необходимо провести сравнение проведенных капитальных затрат по ним. Т.к. схемы подготовки не имеют существенных различий затраты на проведение, поддержание, а также транспорт и водоотлив на уровне панельных выработок учитываться в сравнении не будут. Кроме того не будут учтены одинаковые расходы (например затраты на проведение и поддержание вентиляционных стволов). По первому варианту также сокращен срок ввода шахты в эксплуатацию, поэтому необходимо учесть также экономию полученную от более быстрого пуска предприятия. Определим примерные сечения основных вскрывающих выработок исходя из норм ПБ о максимально допустимых скоростях движения воздуха по ним. Необходимое количество и размеры стволов : - клетевой воздухопадающий ствол необходимое количество воздуха: где Асут =7000 т/сут – суточная добыча по шахте; - kд =0,7 – коэффициент дегазации; - kр =2 – коэффициент резерва; - q =58 м3 /т – относительная метанообильность; Тогда Q ш = 375 м3 /сек; Суммарное сечение стволов (клетьевых): где Vmakc = 8 м/сек –максимально допустимая скорость движения воздуха по стволам; S S ств =46,93 м2 Принимаем 1 клетьевой ствол диаметром 8 м – сечение 50,3 м2 Необходимое сечение скипового ствола выбираем с учетом габаритных размеров скипа 1СН20-1,принятого по результатам расчета по программе АО7 СПГГИ(ТУ). Принимаем ствол сечением 50,3 м2 . Сечение квершлагов, магистральных штреков и панельных бремсбергов принимаем по условиям прохождения воздуха – 14.4 м. Капитальные затраты первого периода представлены в таблице 3.2.1, капитальные затраты будущих лет в таблице 3.2.2, затраты на поддержание по первому варианту в таблице 3.2.3, по второму в таблице 3.2.4. Сравним удельные приведенные затраты по сравниваемым вариантам, рассчитанные по формуле: где - Ен =0,15 – норматив эффективности капитальных вложений; - АШ.Г. – годовая добыча шахты; - КПЕР – капитальные затраты первого периода; - ЕНП =0,1 – коэффициент приведения разновременных затрат; - t СТР – срок строительства шахты; - å Кбуд – сумма капитальных затрат будущих лет; Таблица 3.2.1 Капитальные затраты 1-го периода по сравниваемым вариантам. Выработка Сечение, м2 1 вариант 2 вариант L ,м Ст-ть 1-го м, руб. Ст-ть выр,млн руб L ,м Ст-ть 1-го м, руб. Ст-ть выр, млн руб Скиповй ствол 50,3 470 39998,9 18,7995 800 40529 32,423 Клетьевой ствол 50,3 430 44238 19,022 760 39094 29,712 ОД 2 гор. - - - - - - 104,33 Квершлаг 1 гор. 14,4 83 13188 1,094604 1250 14004 17,505 Итого: 38,91614 185,97 Таблица 3.2.2 Капитальные затраты будущих лет по сравниваемым вариантам Выработка S , м2 1 вариант 2 вариант L ,м Ст-ть 1-го м, руб Ст-ть 1-го м, млн руб L ,м Ст-ть 1-го м, руб. Ст-ть выр. млн руб. Углубка скип.ствола 50,3 330 45043 14,8644 - - - Углубка кл.ствола 50,3 330 46420 15,318 - - - ОД 2 гор - - - 93,646 - - - Квершлаг 2 гор 14,4 1250 14479 18,122 83 10531 0,874 Итого 142,048 0,874 Таблица 3.2.3 Затраты на поддержание по первому варианту Выработка L, м Т , годы Ст-ть провед Затраты на поддержание, руб. Скиповой ствол 470 60 39998 3 383 820 Клетьевой ствол 430 60 44238 5 706 702 Квершлаг 1 горизонта 83 20 13188 32 813,22 Угл.скипового ствола 330 40 45043 2 972 838 Угл.клетьевого ствола 330 40 46420 3 063 720 Квершлаг 2 горизонта 1250 40 14479 7 239 500 ОД 2 горизонта - 40 - 93,646*106 *0,3*40/100=11237520 Итого: 33 636 913 Таблица 3.2.4 Затраты на поддержание по второму варианту Выработка L ,м Т, годы Ст-ть пров.руб Затраты на поддержание, руб. Скиповой ствол 800 60 40529 3 428 753 Клетьевой ствол 760 60 39094 8 913 432 Квершлаг 1 горизонта 1250 20 14000 525 500 Квершлаг 2 горизонта 83 40 10531 52 444 ОД 2 горизонта - 60 - 104,33*106 *0,3*60/100=18777940 Итого 31 368 089 -t – время приведения разновременных затрат(достижения производственной мощности шахты); -КЭ – эксплуатационные затраты; -Zпром – промышленные запасы шахтного поля; Итак по первому варианту: По второму варианту: Таким образом удельные приведенные затраты по второму варианту значительно превышают затраты по первому варианту, кроме того существенно сокращается срок строительства шахты . Следовательно принимаем первый вариант вскрытия шахтного поля (см рис. 3.2.1). 3.3. Капитальные и подготовительные выработки Выбор сечения любой выработки производится из условия обеспечения размещения и функционирования транспортных средств, машин и механизмов с соблюдением регламентированных ПБ зазоров и ограничений скорости движения воздуха в выработках. Площади поперечного сечения квершлагов, магистральных штреков, панельных бремсбергов определяется в 14,4 м2 . Выработки примыкающие к очистному забою проводятся сечением 12,8 м2 для обеспечения условий высокопроизводительной работы комплексов : необходимо создание запаса сечения для уменьшения затрат на перекрепление, выноса головки лавного конвейера для безнишевой технологии, размещения конвейерного оборудования. Перечень выработок, их параметры и затраты на проведение представлены в таблице 3.3.1. Стоимостные параметры подсчитаны по программам серии СС СПГГИ(ТУ). Таблица 3.3.1 Выработки проводимые до ввода шахты в эксплуатацию № Выработка S ,м2 Колич./ длина Ст-ть 1м, руб. Полная ст-ть, руб. 1 Скиповой ствол 50,3 1 / 470 40599 29 712 000 2 Клетьевой ствол 50,3 1 / 430 39 094 33 423 000 3 Околоствольный двор 1 гор - - - 104 330 000 4 Квершлаг 1 горизонта 14,4 2 /83 14 004 2 324 644 5 Магистральный штрек ( n11 ) То же 2 /1600 5 253 16 809 600 6 То же по пласту n14+13+12 ↔ 2 / 1600 4 942,86 15 817 152 7 Панельный бремсберг n 11 ↔ 3 / 1300 5 421 21 141 900 8 То же по пласту n14+13+12 ↔ 3 / 1300 5 100 19 890 000 9 Гезенк капитальный 20,0 1 / 30 12 655,94 377 978 10 Фланговый вен. уклон 14,4 4/1300 6 606 34 351 200 11 Вен штрек 14,4 4 / 1600 5 253 33 619 200 12 Вен квершлаг 14,4 2 / 83 12 353 2 050 598 13 Вен ствол № 1 28,3 1 / 120 22 020 2 642 407,2 Итого затраты на горные работы до ввода шахты в 336 699 279 эсплуатацию: 4. Проведение и крепление горной выработки 4.1. Общие сведения Проектом предусмотрено проведение штрека комплексом КГК-1М, который базируется на комбайне 4ПП-2 с перегружателем УПЛ-1К.В состав комплекса входит скребковый конвейер СР-70М. Дальнейшее транспортирование отбитой породы и угля производится ленточным конвейером 2ЛЛ 100.Доставка материалов и оборудования а также людей производится по канатной монорельсовой дороге 6 ДМК. Все члены бригады принимают и сдают смену на рабочем месте, проверяют состояние машин и механизмов, энергопитание, связи, оросительных, противопожарных и других устройств, направление выработки, прочность установленной крепи и наличие запасов ее элементов и других материалов. Машинист комбайна и его помощник при необходимости заменяют в начале смены зубки на режущей головке, заливают масло в гидросистему комбайна. Машинист включает комбайн и производит выемку угля и породы на расстояние одного цикла. Помощник следит за погрузкой угля, положением электрокабеля, направлением забоя, остальные члены бригады зачищают почву по бокам выработки, подготавливают лунки для установки крепи и устройства канавки в бороздах образованных режущей головкой, подготавливают элементы крепи, обеспечивают непрерывность транспортирования угля и породы из забоя и доставку крепежных материалов. Проходка ведется по смешанному забою с захватом ложной кровли и частично непосредственной кровли общей мощностью 2,8 м и подработкой почвы на 0,5 м. Расположение горной выработки относительно пласта угля и вмещающих пород показано на чертеже. 4.2. Выбор типа крепи 4.2.1. Расчёт прочности пород Расчет произведен по методике ВНИМИ. Схема к расчету на рис. 4.1 Rср = Qсж*Кс , Кс = 0,9 Rср 1 = 100 * 0,9 = 90 Мпа Rср 2 = 85 * 0,9 = 76,5 Мпа Rср 3 = 67 * 0,9 = 60,3 Мпа Rср 4 = 42 * 0,9 = 37,8 Мпа Rср 5 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа Rср 6 = 14,1 * 0,9 = 12,69 Мпа Rср 7 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа Rср 8 = 55,5 * 0,9 = 49,95 Мпа Rср 9 = 91,9 * 0,9 = 82,71 Мпа Определим расчётную прочность пород кровли Rср кр = (Rср3*m3 + Rср4 * m4 + Rср5*m5) / (m3+m4+m5) = 54,1 МПа 4.2.2.Расчёт нагрузки на основную крепь Нагрузка определяется по величине смещений Р=Рн * Кп* Кпр* Впр , где Рн =140кПа - нормативная удельная нагрузка Кп = 1,0 – коэффициент перегрузки и степени надёжности Кпр = 1,0 – коэффициент влияния способа проведения Впр = 5,4 м – ширина выработки в проходке Р = 576,9 кн / м 4.3.3. Расчёт смещений пород кровли Uкр = К*Кш*Кв*Кt*Uт кр , где Uт кр = 250 мм – смещение пород кровли в типовых условиях К = 1,0 – коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходке относительно напластования Кш = 0,88 – коэффициент влияния ширины выработки Кв = 1,0 – коэффициент воздействия других выработок Кt = 1,0 – коэффициент влияния времени Uкр = 1*0,88*1*1*250 = 220 мм 4.3.4.Определение плотности основной крепи Выбираем арочную металлическую крепь из профиля СВП – 27 , замки КМП – А3 с сопротивлением 290 кН и вертикальной податливостью 400 мм . n = 576,9/ 290 = 1,98 рам / м Принято 2 арки на метр , т.е. плотность крепи r =0,5. 4.3. Расчет графика цикличности Характеристика выработки - сечение в свету - 14,4 м2 , - сечение в проходке – 17,57 м2 , - плотность установки рам крепи –2 рам / м, - угол наклона выработки – 0 градусов, - протяженность выработки – 1600 м, - 30% подрывка породы крепостью =3,5 За цикл принимаем проведение и крепление штрека на 1 метр. Объем работ на 1 метр по выемке горной массы – 17,5 м3 , по установке рам крепи – 2 рамы, Средняя крепость пород по забою f=2,8 (1-0,3) + 3,5 . 0,6=2,31 Расчет трудоемкости работ q в.п. – трудоемкость работ по управлению комбайном , q в.п .=Nк./Pтех. Nк – число обслуживающих комбайн рабочих, Ртех – техническая производительность комбайна, м3 Ртех = а ( b / f – c ) d, где коэффициенты а = 0,35; b = 4,95; c = -0,010; d = 0,9, Р тех = 0,67 м3 /мин Тогда q в.п. = 2 / 0.67 = 3,00 чел. мин/м3 q1 - трудоемкость подготовительно-заключительных операций, q2 – трудоемкость замены зубков, q2 = a ( b + cf ), где коэффициенты а = 0,402; b = 0,420; с = 0,386, q2 = 0,52 чел . мин/м3 q3 , 4 = а ( b + c f – d f2 ) где коэффициенты для q3 a = 1,859; b = 0,125; c = 0,225; d = 0,01 для q4 a = 0,320; b = 0,336; c = 0,468; d = 0,017 получаем q3 = 1,1 чел . мин /м3 q 4 = 0,42 чел мин/м3 Крепление выработки q1 – трудоемкость подноски крепежных материалов q1 = 12,5 × (1,159 – 0,068 × Sвч + 0,005 × Sвч2 ) × Lp/20 Где Lp - расстояние подноски крепи (20 м) q1 = 18,74 чел × мин / арка q2 – трудоемкость подготовки лунок q2 = 1,6(0,223 + 0,132f – 0,003f2 ) q2 = 0,81 чел × мин/арка q3 - трудоемкость выравнивания кровли и боков выработки q3 = 13,25(0,364 + 0,06Sвч) × (0,126 + 0,161f – 0,007f2 ) q3 = 8,6 чел × мин/ арка q4 – трудоемкость хомутной установки, установки планок, клиньев q4 = 8 чел × мин /арка q5 – трудоемкость установки и соединения элементов крепи q5 = 41(0,359 = 0,035Sвч + 0,0024Sвч2 ) q5 = 69,86 чел × мин/арка q6 – трудоемкость затяжки и забутовки пустот q6 = 64(0,47 + 0,032Sвч + 0,0019Sвч2 )/r где r – число рам на метр q6 = 103,04 чел × мин/арка qн.т – трудоемкость наращивания труб вентиляции и водовода qн.т = 7,8 чел × мин/м qк – трудоемкость проведения канавки qк = 16,1 × (0,7 + 0,057f – 0,002f2 ) qк = 13,22 чел × мин/м3 Результаты расчета сведены в таблицу 4.1. Таблица 4.1. Операции Условные обозначения Единицы измерения Трудоемкость чел. мин На ед. изм. На 1 м выр. Разработка и погрузка горной массы Ртех qвп q1 q2 q3 q4 qвп М3 /мин М3 Смена М3 М3 М3 М3 0,67 2,98 40 0,52 1,1 0,42 - - 52,15 8,9 9,1 19,25 7,35 96,75 Крепление выработки q1 q2 q3 q4 q5 q6 qпр Арка Арка Арка Арка Арка Арка - 18,74 0,81 8,6 8 69,86 103,04 159,85 38,5 1,62 17,2 16 139,72 206,1 318,17 Наращива-ние монорельса qм м 20 20 Наращива-ние труб Вентиляции И водо- Отлива qнт м 7,8 7,8 Проведение Канавки q2 м 13,22 13,22 Всего q цикл - 456 4.4. Распределение работ по категориям Категория “А” – разработка и погрузка горной массы комбайном (96,75 чел ×мин/м3 ). Категория “Б” – часть работ по креплению которые нельзя совместить с работой комбайна: подготовка лунок 0,81, проверка правильности установки рам – 8,установка арки – 69,86, наращивание монорельса – 20. Общая трудоемкостьработ категории “Б” qб = 90,67 чел × мин/м3 Категория “В” остальные работы qв = (318,14 – 90,67) = 227,47 чел × мин/м3 × 50% работ по наращиванию трубопроводов qв = 227,5 + 3,8 = 231,4 чел × мин/м3 Продолжительность работ при занятости трех человек по категории “А” Ta = 96,7 × 1,15/3 = 37 мин Где 1,15 коэффициент учитывающий перерывы в работе Определяем число рабочих по категории ”В” Nв = 232 × 1,15/37 =7 чел Максимальная численность звена Nзв = Na + Nб =10 чел Продолжительность работ по категории “Б” Tб = 90,67 × 1.15/10 = 11 мин Продолжительность работ на 1 м выработки tmin =ta+tб=37 + 11=48 мин максимальная скорость проведения за смену wmax = (60 · Tсм-20)/tmin где 20 - продолжительность регламентированного перерыва, мин wmax = 7,08 м/смена Сменное подвигание забоя принимаем 7 м, что составляет 7 цикла по 1 метру, при численности проходчиков 10 человек. Продолжительность операций: - подготовка комбайна к работе tк = 40 · 1,15/3 = 71 мин - разработка и погрузка горной массы комбайном 3 человека tгм = (96,75 – 17,8) · 1,15/3 = 30 мин - установка крепи 10 человек tк = (1,62 + 17,2 + 16 +39,7) · 1,15/10 = 14мин - наращивание монорельса tм = 40 · 1,15/3 = 15 мин - подноска элементов крепи tпк = 37 · 1,15 / 7 = 6,3 мин - затяжка кровли и боков, 3 человека tзк = 181,4 · 1,15/3 = 33 мин - наращивание трубопроводов, 3 человека tнт = 15,6 · 1,15/3 = 1,28 мин Продолжительность совмещенных операций 95 – 24 = 30 мин При 20-минутном перерыве с учетом времени на подготовительно- заключительные операции (25 мин) и наращивание трубопроводов (10 мин) выполнение 3-х циклов потребует 44 ·7 + 20 + 20 + 10 = 353 мин В ремонтную смену: - продолжительность доставки материалов, 6 человек – 30 мин - продолжительность наращивания скребкового конвейера, 3 человека – 170 мин - продолжительность профилактического осмотра и ремонта оборудования 3 – 6 человек – 310 мин Вентиляция. Проектом предусматривается нагнетательный способ проветривания штрека. Расчет необходимого количества воздуха по газовыделению в тупиковой выработке пласта n12 приведен в разделе "Вентиляция", Q = 8 м3 /c. Применяем вентилятор местного проветривания ВМ-8М. 4.5.Охрана труда и техника безопасности Отставание постоянной крепи (кроме железобетонной ) от забоев подготовительных выработок определяется проектом или паспортом , но не более 3-х метров . Пространство между забоем и постоянной крепью должно быть закреплено временной крепью . На начало нового цикла , постоянная крепь должна быть возведена в плотную к забою . Все пустоты за крепью должны быть заложены , забучены или затомпонированы . Все горные выработки должны быть своевременно закреплены . Материалы , применяемые для крепления выработок , должны соответствовать требованиям стандартов и технологических условий . При изменении горно – геологических и производственных условий , паспорт управления кровлей и крепления подземных выработок должен быть пересмотрен в суточный срок . До начала работ начальник участка должен ознакомить рабочих и надзор участка под роспись с проектом . 4.6 Расчёт стоимости 1м горной выработки Стоимость проходки устанавливается по участковым затратам, которые складываются из зарплаты, стоимости материалов, электроэнергии и амортизационных отчислений . Стоимость проходки устанавливается по участковым затратам, которые складываются из зарплаты, стоимости материалов, электроэнергии и амортизационных отчислений . 2 песчаники тонкозернистые труднообрушаемые 3 алевролиты крупнозернистые слоистые, средней обрушаемости Виды работ Ед. изм Норма выработки Объем за 1 м Затраты труда чел/см Тар.