Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

В связи с прогнозируемым снижением объемов добычи газа стратегией развития топливно-энергетического комплекса России на ближайшие годы предусматривается рост удельного веса угля в топливно-энергетическом балансе. По результатам моделирования энергетических рынков, пределы востребованных объемов добычи угля по стране составят от 300 до 360 млн. т в 2010 г. и от 340 до 430 млн. т в 2020 г. Предполагаемые объемы добычи угля потребуют удвоения производственных мощностей угледобывающих предприятий до 2020г.

Сырьевая база углей России впечатляет своими масштабами. Главным угольным бассейном России является Кузнецкий, в котором сосредоточены запасы каменных углей всех марок - от длиннопламенных до антрацитов.

На многих действующих предприятиях производственная мощность ограничивается наиболее «узким звеном» (фонд очистных работ, транспорт, проветривание и т.д.).

Достаточно вложить сравнительно небольшие средства в расширение «узкого звена» и на многих предприятиях будет возможно существенно повысить производственную мощность по добыче угля. Быстрая отдача при незначительных затратах может быть достигнута также при вовлечении в отработку ранее вскрытых горными работами, но не отрабатываемых в настоящее время угольных пластов, мощностью 0,9-1,6м.

Так, в различных угледобывающих регионах России, отказ от разработки пластов малой мощности приводит к увеличению глубины горных работ, нарушению порядка отработки свиты пластов, быстрому истощению запасов более мощных пластов. Для восполнения запасов необходимы вложения больших средств для доразведки запасов, строительства новых шахт или их реконструкции.

Основной причиной сокращения объемов добычи угля из тонких пластов является отсутствие высокопроизводительной техники для их отработки, а при применении комбайновой выемки - крайне низкие нагрузки на очистной забой и высокая трудоемкость работ.

В данном проекте «Вскрытие, подготовка и отработка пласта К-5 блока №4 шахтного поля филиала «Шахта «Осинниковская» будет рассмотрено решение проблемы, с которой сталкиваются практически все угледобывающие предприятия.

Обычно на их балансе состоит более десятка пластов, но отрабатываются из них лишь те, чья мощность составляет 2 и более метров. Менее мощные пласты бросают и их отработка становится делом далёкого будущего. Вместе с тем известно, что по прошествии некоторого времени сильно усложняются условия для их эксплуатации, так как происходит разрушение горных выработок, которые можно было использовать, демонтируются необходимые материалы и оборудование, ухудшаются горно-геологические условия и отработка брошенных пластов становится всё более затратной и менее прибыльной.

В настоящее время на шахте «Осинниковская» для увеличения производственной мощности угледобывающего предприятия возникла необходимость отработки пласта К-5, что приводит к возникновению ряда задач, решить которые можно только, применяя более совершенные способы и системы разработки угольных пластов, технологические процессы и оборудование.

Таким образом, целью данного проекта является разработка оптимального варианта вскрытия, подготовки и отработки пласта К-5 блока №4 с целью увеличения производственной мощности филиала «Шахта «Осинниковская».

1. Геологическая характеристика шахтного поля

1.1 Общие сведения о шахте

Филиал «Шахта «Осинниковская», входящий в состав ОАО «Объединенная угольная компания «Южкузбассуголь» в настоящее время представляет собой объединение 2 филиалов - филиала «Шахта «Осинниковская» и филиала «Шахта «Тайжина», имеющих общую границу по горному отводу.

Шахта «Осинниковская» сдана в эксплуатацию в 1998 году и образована на базе выделения из состава ликвидируемой шахты «Капитальная» с целью доработки оставшихся запасов ценных марок коксующихся углей на действующем горизонте -160 м и вскрытия, подготовки и отработки запасов угля на горизонте -360 м. К отработке приняты запасы угля технологичные по условиям механизированной выемки в относительно благоприятных горно-геологических условиях, предусмотрено использование действующих горных выработок бывшей шахты «Капитальная», зданий и сооружений на поверхности и т. д.

Поле шахты находится на юге Кузбасса в черте города Осинники Кемеровской области в западной части Кондомского геологического района Кузбасса. Город Осинники и шахта связаны железнодорожным путем и автомобильной дорогой через г.Новокузнецк с областным центром г. Кемерово.

Таблица 1.1 Характеристика филиала «Шахта «Осинниковская»

Наименование параметра	Значение
Опасность по пыли	опасная
Опасность по внезапным выбросам	опасная (пласты К-1,К-2)
Опасность по горным ударам	опасная (пласты Е-4, Е-6)
Опасность по суфлярным выделениям	опасная
Склонность углей к самовозгоранию	не склонны
Способ проветривания	всасывающий
Схема проветривания	комбинированная
Система проветривания	единая
Глубина разработки, м	500 - 600
Протяженность горных выработок, км	112
Абсолютное газовыделение, куб.м/мин Метана Углекислого газа	- 67.9 - 41.3
Относительное газовыделение, куб.м/т Метана Углекислого газа	26.2 15.7
Трудность проветривания шахты, квт с/м3	7.4 (трудно проветриваемая)

В настоящее время работы производятся по пласту Е5. В данный период в работе находится один комплексно-механизированный очистной забой, оборудованный выемочным комплексом Glinik 21-45 и комбайном KSW-1140. В дальнейшем рассматривается отработка запасов пласта Е1, К5 , К4.

1.2 Стратиграфия и литология шахтного поля

Угленосные отложения шахтного поля сложены породами казанково-маркинской и ускатской свит ильинской подсерии кольчугинской серии Кузбасса; граница между свитами проводится по почве пласта Е5. Продуктивная толща общей мощностью 680 м включает 34 пласта и прослойка угля (от пласта П1 до пласта Е14) различной распространенности, мощности и выдержанности.

В существующих на настоящее время границах шахтного поля угленосная толща содержит 14 угольных пластов (сверху вниз) - Е7, Е6, Е5, Е4, Е3, Е1, К5, К4, К3, К2, К1а, К1в+н, К1вп, К1нп. Из них рабочее значение на всей площади сохраняют 10 пластов (Е6, Е5, Е4, Е1, К5, К4, К3, К1в+н, К1вп, К1нп), по ним подсчитаны только балансовые запасы. Пласты Е7, Е3, К2 на части площади теряют рабочее значение, а пласт К1а преимущественно забалансовый по мощности.

Из 14 указанных угольных пластов, четыре пласта - Е3, К2, К1а, К1нп - относятся к тонким по мощности пластам (0,70 - 1,20 м), остальные пласты - к пластам средней мощности (1,21 - 3,50 м). Наиболее мощными пластами являются пласты Е5, и К1в+н. (мощностью соответственно 3,2 и 2,7 м), однако пласт К1в+н. развит на ограниченной площади, в пределах которой пласты К1вп и К1нп сливаются в единый пласт. Остальные 8 пластов (Е7, Е6, Е4, Е1, К5, К4, К3, К1вп), также относятся к пластам средней мощности, имеют средние значения последней в пределах 1,3 - 1,6 м, т.е. близкие к минимальной границе интервала пластов средней мощности.

Строение пластов - от простого до сложного. Простое строение имеют пласты Е6, Е4, Е3, Е1, К5, К3, К1нп, сложное строение - пласты Е7, Е5, К4, К2, К1а, К1в+н, К1вп.. Кроме внутрипластовых породных прослоев, для ряда пластов характерно наличие крепких (f до 7ч9) конкреционных включений - «колчеданов» - карбонатного состава, обычно линзовидной, булкообразной формы. Наибольшее количество «колчеданов» содержится в пласте Е7 (до 11%) и в верхней пачке пласта Е5 (до 6 %); имеются «колчеданы» также в пластах Е3, Е1, К4, К3, К1а (1-4 %).

По выдержанности строения и мощности большинство пластов относятся к выдержанным и относительно выдержанным; к невыдержанным относятся только два пласта К2, К1а.

Угленосные отложения кольчугинской серии на преобладающей части площади шахтного поля перекрываются промышленно неугленосными юрскими отложениями тарбаганской серии, максимальная мощность которых в юго-восточной части достигает 500 м.

Юрские отложения содержат пласты бурого угля («Новый», «Сложный», «Средний»). Повсеместным распространением в пределах шахтного поля пользуются рыхлые четвертичные отложения, представленные преимущественно лессовидными суглинками.

Вмещающие породы продуктивной толщи характеризуются развитием типичных для угленосных отложений пород - алевролитов и песчаников с незначительным участием аргиллитов. Алевролиты обычно слагают непосредственные кровлю и почву пластов, представлены темно-серыми, мелкозернистыми и тонкослоистыми разностями (f - 3ч4).

Песчаники слагают основную кровлю пластов, отличаются светло-серой окраской, чаще массивной текстурой, значительной крепостью (f - 6ч8). Непосредственная кровля пластов преимущественно среднеустойчивая; неустойчивая кровля характерна для пластов Е5 и К4, устойчивая - для пластов Е6 и К1в. По большинству пластов установлена ложная кровля (мощностью 0,1-0,2 м), сложенная углистым алевролитом. Непосредственная почва пластов сложена преимущественно алевролитами средней крепости, отмечается склонность почвы пласта К3 к пучению.

1.3 Тектоника шахтного поля

В тектоническом плане поле шахты «Осинниковская» приурочено к Шелканской синклинали. Складка ассиметрична, ось ее простирается с юго-запада на северо-восток и погружается в том же направлении под углом 5-10є, достигая максимального погружения в районе разведочной линии ХI-VI. Восточное крыло синклинали имеет относительно простую структуру при углах падения пород 10-20є.

Западное крыло сложено рядом дополнительных складок; углы падения пластов в западном крыле более крутые. Вблизи выходов пластов угля под наносы на верхних горизонтах и крыльях дополнительных складок углы падения достигают 50-70є. С глубиной углы падения уменьшаются, достигая в замковой части Шелканской синклинали 5-8є.

Однако, в северо-восточной части крутая дополнительная синклинальная складка установлена и на значительной глубине (р.л. ХI-VI); при этом складка примыкает к зоне крупного тектонического нарушения «Н - Н». В целом, площади с пологим падением пластов занимают преобладающую часть шахтного поля, и горные работы за последние 20 лет были сосредоточены на пологом восточном крыле. Кроме складчатых нарушений, на поле шахты развиты и разрывные нарушения. Наиболее крупными из них является взброс «Н - Н» с амплитудой 100,0 - 140,0 м. Нарушение взброс «Н - Н» сопровождается мощной зоной дробления и апофизными нарушениями. Ориентированный почти в меридиональном направлении, взброс «Н - Н» делит шахтное поле на два крыла - «висячее» и «лежачее», разработка которых осуществляется раздельно. Кроме того, разведочными работами выявлено 17 разрывных нарушений (Н0, Н1, Н2, М, К и т.д.) с амплитудой преимущественно 3,0 - 20,0 м.

1.4 Гидрогеологические условия

Гидрогеологические условия эксплуатации достаточно сложные. Это связано с наличием мощных отложений юрского возраста, обладающих неравномерной, но повышенной обводненностью в зоне выветривания (120-150 м от поверхности). Ранее, при ведении горных работ на верхних горизонтах имели место прорывы воды из юрских отложений при глубине их подработки в 30-40 м. В настоящее время горные работы достигли глубины 550-620 м от поверхности, поэтому водоносный комплекс юрских отложений уже не оказывает существенного влияния на обводненность шахтного поля.

Обводненность непосредственно угленосных пермских отложений, в целом, незначительна. В целом, водоприток в горные выработки на нижних горизонтах оценивается на уровне 150 м3/час в висячем крыле нарушения «Н - Н», и 200 м3/час в лежачем крыле. При этом, максимальные водопритоки на горизонте -160м., в существующий главный водоотлив сохраняется на уровне 800-1000 м3/час, при среднегодовых притоках 50-250 м3/час.

1.5 Характеристика качества углей

Угли намечаемых к разработке пластов по степени метаморфизма, петрографическому составу и технологическим свойствам в соответствии с ГОСТ 2543-88 относятся к ценной марке Ж, технологической группе 2 Ж.

Они характеризуются высокими спекающимися свойствами, низким содержанием серы и фосфора, высокой калорийностью и являются высококачественным сырьем для производства металлургического кокса. Для углей характерно высокое содержание микрокомпонентов группы витринита (80-90%), определяющее их высокую коксуемость и, соответственно, ценность.

Зольность чистых угольных пачек не превышает обычно 5,0 - 8,0 %, пластовая зольность с учетом засорения внутрипластовыми породными прослоями увеличивается до 12,0-24,0 %.

Таблица 1.2 - Основные показатели качества пластов угля

Наименование пласта	Марка угля	Зольность, % от-до среднее	Влага, %	Сера, %	Фосфор, % Выход летучих, %	Толщина пластического слоя, мм	Низшая теплота сгорания, Мдж/кг
		Чистого угля	Пластов.
Е5	Ж	6,0-16,5 8,3	6,8-34,5 23,7	5,1	0,48	0,04	32,1	29	29,7
Е1	Ж	4,0-10,2 5,0	4,0-21,0 6,0	4,8	0,44	0,013	30,9	31	30,5
К4	Ж	0,70-1,93 1,35	7,8-34,5 22,6	4,8	0,37	0,015	30,6	30	35,6
К5	Ж	2,9-12,9 6,6	2,9-12,9 6,6	5,1	0,51	0,006	30,3	31	29,8

1.6 Горнотехнические условия эксплуатации

Все пласты шахты «Осинниковская» газоносны. Верхняя граница зоны метановых газов на площади, где отсутствуют перекрывающие юрские отложения, ориентировочно устанавливается на глубине 200 м от поверхности. Основными газовыми компонентами являются метан, углекислый газ и азот.

Для преобладающей части шахтного поля верхняя граница метановой зоны расположена непосредственно под юрскими отложениями, препятствующими дегазации толщи (при мощности юрских отложений более 100-150 м).

Природная газоносность пластов с глубиной увеличивается при градиенте нарастания (на 100 м глубины) 2ч3 м3/т. В целом, природная газоносность угольных пластов составляет: на горизонте -160 м абс. - 10ч15 м3/т, на горизонте -260 м абс. - 15ч17 м3/т, на горизонте - 360 м абс. - 20ч22 м3/т, на горизонте - 660 м абс. (около 1000 м от поверхности) - до 25 м3/т.

Шахта относится к опасным по внезапным выбросам угля и газа. Три пласта - Е5, К2, и. К1вп отнесены к опасным по внезапным выбросам угля и газа с глубины 490 м от поверхности; остальные пласты с глубины 490 м от поверхности - угрожаемые по внезапным выбросам угля и газа.

Все пласты шахтного поля с глубины 150 м от поверхности отнесены к угрожаемым по горным ударам, а пласты Е6 и Е4 - с глубины 420 м отнесены к опасным по горным ударам.

Угли пластов шахты не склонны к самовозгоранию. Вмещающие породы силикозоопасны, содержание свободной двуокиси кремния составляет 12-45 %.

Угли обладают высоким содержанием летучих веществ (28-36 %), в связи с чем, угольная пыль всех пластов взрывоопасна.

1.7 Границы и запасы шахтного поля

Горный отвод шахты «Осинниковская» занимает центральную часть ликвидируемой шахты «Капитальная». Границы:

на юге - выход пласта П1 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 К1н.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.

Поле шахты разведано сетью скважин с поверхности, расстояние между которыми меняется от 100 до 300м, в зависимости от сближенности пластов, их нарушенности и других факторов.

Блок №4 расположен в южной части шахтного поля и имеет границы: на севере и западе - нарушение "Н-Н", на юге - граница шахтного поля, на востоке - XI-V р.л. Блок №4 представляет собой лежачее крыло крупного взброса "Н-Н", удаленное от центральных стволов на 5,5 км, и разрабатывается шахтой в ограниченном объеме из-за высоких затрат на транспортирование угля и доставку материалов и оборудования. Блок вскрыт главным квершлагом гор.-160 м, полевыми штреками К1, П1 и квершлагами № 62, 63, 69, 71.

Шахта отрабатывает крылья Шелканской синклинали и ее замковую часть. Залегание пластов от пологого 1-5 град. до крутого 60 град. Преобладающим является слабонаклонное залегание пластов под углом 5-15 град.

Балансовые запасы на 1.01.2006г. составляют по категориям А+В+С1 395696 тыс. т. и по категории С2 - 2986 тыс. т. Остаток балансовых запасов на действующем горизонте шахты составляет 144881 тыс.тонн. В настоящих целиках под промплощадкой, Строй городком, Юрскими отложениями и другими объектами - 42153 тыс.тонн. Промышленные запасы на горизонте -260м: 88240 тыс.тонн.

Балансовые и промышленные запасы углей приведены в таблице 1.3.

Таблица 1.3 - Балансовые и промышленные запасы углей

Индекс пласта	Марка угля	Баланс. запасы, принятые к перв. отработке, тыс.т	Общ. потери в целиках и нец. К отработке всего, тыс.т	Остаток балансовых запасов, принятых к первоочередной отработке, тыс.т	Эксплуатационные потери	Промышленные запасы для первоочередной отработки, тыс.т
					%	тыс.т
Е6	Ж	14740	3907	10833	10	1083	9750
Е5	Ж	33466	9058	24408	10	2440	21968
Е4	Ж	20642	5928	14714	10	1472	13242
Е1	Ж	26525	8238	18287	10	1829	16458
К5	Ж	24630	5955	18675	10	1868	16807
К4	Ж	21118	21071	47	10	5	42
К3	КЖ	26214	6296	19918	10	1992	17926
К1 в+н	КЖ	7948	7299	649	10	65	584
К1вп	КЖ	23925	6537	17388	10	1739	15649
К1 нп	КЖ	21093	4702	16391	10	1639	14752
Всего		220301	78991	141310	10	14120	127071

Промышленные запасы по пласту К5 в границах рассматриваемого блока определены путем исключения из балансовых запасов общешахтных и эксплуатационных потерь, потерь из-за геологических нарушений и запасов, нецелесообразных к отработке.

1.8 Горно-геологическая характеристика пласта К-5

Пласт К-5 простого строения. Пласт К-5 залегает в 18 м ниже пласта Е1, относится к наиболее выдержанным по мощности и строению пласту шахтного поля. Полная мощность пласта составляет 1,3 - 1,56 м, при среднем значении 1,45 м; строение пласта простое, «колчеданы» отсутствуют. Непосредственная кровля пласта сложена слабополосчатым алевролитом, среднеустойчивая.

По самовозгоранию пласт не опасный. Пласт опасный по взрываемости газа метана и угольной пыли. Пласт угрожаемый по горным ударам и по внезапным выбросам. Обводнённость лавы определяется надработкой пласта. В зонах повышенной трещиноватости пород кровли возможен капеж. В среднем водоприток составит 3,0 - 5,0м3/час, возможно скопление воды в мульдовых частях.

2. Вскрытие пласта к-5 в условиях филиала «Шахта «Осинниковская»

2.1 Существующее положение

Вскрытие шахтного поля осуществлено клетевым, новым клетевым и двумя скиповыми №1 и №2 вертикальными стволами, пройденными с основной промплощадки шахты «Осинниковская» до горизонта -160 м и имеющими околоствольные дворы на горизонтах -60 и -160 м.

Клетевой и новый клетевой стволы оборудованы калориферами и грузолюдскими подъемными установками и используются для подачи свежего воздуха в шахту, транспортирования оборудования, материалов, спуска-подъема людей.

Клетевой ствол имеет глубину 479,5 м и диаметр 8,0 м, оборудован двумя двухэтажными клетями на 5-тонную вагонетку и подъемной машиной 2Ц-6х2,4. Новый клетевой ствол глубиной 479,5 м и диаметром 6,5 м оборудован двумя клетями на 3-х тонную вагонетку и подъемной машиной 2Ц-4х2,3. Скиповые стволы №1 и №2 диаметром 6,5 м, используемые для выдачи горной массы на поверхность, оборудованы скипами емкостью по 14,1 м3 и подъемными машинами 2Ц-5х2,3.

До горизонта -60 м у южной границы шахтного поля пройден вентиляционный ствол №6, оборудованный всасывающей вентиляторной установкой ВЦД-47,5У и используемый для выдачи из шахты исходящей струи воздуха. Глубина ствола составляет 449 м, диаметр 6,0 м.

Кроме того, шахтой «Осинниковская» для изолированного отвода метановоздушной смеси из выемочных участков блока №2 используется вертикальный фланговый ствол, пройденный на юго-западе в границах бывшей шахты «Капитальная», оборудованный газоотсасывающей вентиляторной установкой УВЦГ-15.

В настоящее время заканчивается проходка вертикального вентиляционного ствола № 1 диаметром "в свету" 8,5 м в центральной части шахтного поля, который уже пройден до квершлага 94 на гор. -160 м.

Вскрытие шахтного поля на горизонте -160 м осуществлено главным и вентиляционным квершлагами, пройденными из выработок околоствольного двора гор.-160 м вкрест простирания пластов в юго-восточном направлении, осевыми путевыми квершлагами №1 и №2, пройденными в северо-восточном направлении, блочными квершлагами № 69, 71, 73, 78, 94.

Подготовка шахтного поля на горизонте -160 м осуществлена полевыми штреками. Вскрытие пластов с полевых штреков осуществляется промежуточными квершлагами. Подготовка пластов к отработке заключается в проведении по каждому из них путевого, конвейерного и вентиляционного бремсбергов или уклонов и флангового бремсберга для газоуправления. Отработка пластов в блоках ведется одно- или двухсторонними панелями.

2.2 Варианты вскрытия пласта К-5

В 1989г. окончена реконструкция шахты «Осинниковская» и введен в эксплуатацию гор. -160м. Большой срок реконструкции привел к тому, что ко времени сдачи гор. -160м в эксплуатацию запасы в бремсберговом поле гор. -160м были практически отработаны. Поэтому практически сразу началась подготовка гор. -260м уклонными полями. Это привело к большой протяженности горных выработок и усложнило вентиляцию. В связи с дальнейшем развитием горных работ ниже гор-160м была необходима проходка вентиляционного ствола №1 и строительство здания вентиляторной установки с вентилятором главного проветривания.

Это позволит:

а) ликвидировать вентиляционные выработки по гор. + 40м, гор.- 60м на 70 км, тем самым сократить протяженность поддерживаемых выработок и снизить аэродинамическое сопротивление шахтной вентиляционной сети;

б) снизить внутренние и внешние утечки воздуха;

в) исключить из работы действующие вентиляторы главного проветривания ВЦ-5 и ВОД-40, которые морально и физически устарели, тем самым значительно снизить затраты на эл. энергию;

г) уменьшить путь движения людей при аварии до общешахтного запасного выхода на 3 км.

Для вскрытия горизонта -460м проектом предлагается:

1 Вариант:

С горизонта -160м пройти до гор. -460м конвейерный и путевой уклоны длиной по 1700м. С квершлага 94 гор. -160 м пройти конвейерный бремсберг пласта К-5 длиной 2125м, путевой бремсберг пласта К-5 длиной 2125м и фланговый бремсберг пласта К-5 длиной 2050м.

Таблица 2.1 - Расчет затрат по варианту № 1

Наименование затрат	Длина, м	Sсв.*, м2	Тип крепи	Стоимость 1п.м., руб	Общая стоимость, руб.
конвейерный уклон	2000	17,4	метал.	58000	116000000
путевой уклон	2000	17,4	метал.	58000	116000000
конвейерный бремсберг пласта К-5	2125	17,4	метал.	46000	97750000
путевой бремсберг пласта К-5	2125	17,4	метал.	46000	97750000
фланговый бремсберг пласта К-5	2050	17,4	метал.	46000	94300000
Итого по горным работам					521800000
Неучтенные 30%					156540000
Итого по варианту					678340000

2 Вариант:

С магистрального конвейерного штрека пласта Е1 пройти на пласт К5 конвейерный промквершлаг пласта К5 длиной 100м, с магистрального путевого штрека пласта Е1 пройти на пласт К5 путевой промквершлаг пласта К5 длиной 100м. С квершлага 94 гор. -160 м пройти конвейерный бремсберг пласта К-5 длиной 2125м, путевой бремсберг пласта К-5 длиной 2125м и фланговый длиной 2050м.

Таблица 2.2 - Расчет затрат по варианту № 2

Примечание Sсв.* - площадь сечения в свету после осадки.

Исходя из сравнительного анализа приведенного ранее наиболее экономичным, является второй вариант:

С магистрального конвейерного штрека пласта Е1 пройти на пласт К5 конвейерный промквершлаг пласта К5 длиной 100м, с магистрального путевого штрека пласта Е1 пройти на пласт К5 путевой промквершлаг пласта К5 длиной 100м. С квершлага 94 гор. -160 м пройти конвейерный бремсберг пласта К-5 длиной 2125м, путевой бремсберг пласта К-5 длиной 2125м и фланговый длиной 2050м.

2.3 Производственная мощность шахты

2.3.1 Режим работы шахты

Принимается следующий режим работы шахты:

число рабочих дней в году 305

число рабочих дней в месяце 30

число рабочих смен в сутки 4

в том числе по добыче угля 3

продолжительность рабочей смены:

на подземных работах 6 часов

на поверхности 8 часов

продолжительность рабочей недели:

для шахты 7 дней

для рабочих 5 дней

2.3.2 Производственная мощность и срок отработки пласта К-5

Проектная мощность шахты - это максимально возможная добыча угля установленного качества в единицу времени, определенная проектом строительства или реконструкции шахты. Проектная мощность шахты определяется исходя из запасов шахтного поля, мощности пластов, принятых к разработке, угла залегания, общего количества пластов, глубины ведения работ.

Нагрузка на очистной забой устанавливается для всех разрабатываемых пластов в зависимости от принятой системы разработки, принятых технологических средств и всех других влияющих факторов. Среднесуточная нагрузка на выемочный участок устанавливается с учетом добычи угля из подготовительных работ.

Среднесуточная нагрузка на выемочный участок:

(2.1)

где Коч - коэффициент выхода угля из очистных работ (принимается в интервале 0,85-0,89);

Аоз.ср - средневзвешенная нагрузка на очистной забой, т/сут.

Средневзвешенная нагрузка на очистной забой определяется по следующей формуле:

(2.2)

где mср - средняя мощность отрабатываемого угольного пласта, м.

т/сут.

т/сут.

Главным звеном, определяющим возможности шахты по добыче угля, являются горные работы. Мощность шахты по горным возможностям зависит от степени интенсификации и концентрации горных работ и определяется из условия рационального размещения действующих линий забоев при симметричном распределении забоев по пластам и выемочным полям по формуле:

(2.3)

где Nк.г. - количество в одновременной работе крыльев горизонта (принимает, равным 1);

Nпл. - количество пластов в горизонте (этаже), 1;

Nв.п. - количество выемочных полей (панелей, блоков) в пласте, 1;

Nо.з. - количество очистных забоев в выемочном поле (панели, блоке), 1;

Nдн. - количество дней работы предприятия в год, 305.

Проектом принимается значение производственной мощности шахты Аг = 0,8 • 106 т/год.

Срок отработки пласта К-5 составит:

Тр==21 год.

Полный срок отработки пласта К-5 :



где Тосв. - период освоения проектной мощности, принимается равным 1 году;

Тст.- период стабильной эксплуатации;

Туг. - период угасания горных работ, принимается равным 1 году;

С учетом того, что в первый год освоения проектной мощности и в период угасания горных работ % освоения мощности составит 50%, период стабильной эксплуатации составит примерно:

Тосв.= Тр -0,5(1+1)=21-0,5(1+1)?20 лет.

Тп = 1 + 20 + 1 = 22года.

2.3.3 Определение действующей линии очистных забоев

Действующая линия очистных забоев определится по формуле:

(2.6)

где Кд - коэффициент добычи угля из действующих забоев, (0,94);

V год - средневзвешенное годовое подвигание линии очистных забоев;

Рср - средневзвешенная производительность пласта, т/м2;

Аг - производственная мощность шахты, т/год;

Коч - коэф. извлечения угля из очистных забоев, 0,98. В одновременной разработке находится один пласт:
, (2.7)

где гср - средняя плотность угля;

Рср = 1.45•1,3=1,88 т/м2.

(2.8)

где N дн - число рабочих дней в году, 305;

Кц - коэффициент извлечения угля по выемочному участку;

L - длина очистного забоя, 220м.

Среднесуточная нагрузка на очистной забой определяется по формуле:

(2.9)

где mср- мощность отрабатываемого пласта, 1.45м;

l - длина очистного забоя, 220м;

г = 1,3 - плотность угля, т/м 3;

r = 0,12 - величина захвата струга, м;

nц - число циклов, 60.

Ам=1,45•220•0,12•60•1,3•0,98=2930 т/мес,

=2204м,

182м.

Число действующих забоев определяется по формуле:



2.4 Проведение конвейерного промквершлага К5

2.4.1 Выбор сечения выработки

Площадь поперечного сечения выработки должна быть определена по следующим критериям:

– допустимой скорости воздушной струи,

– габаритным размерам подвижного состава и размещению оборудования с учетом минимального допустимого зазора,

– величине усадки крепи после воздействия горного давления и безремонтного содержания в течении всего периода эксплуатации.

Определяется количество воздуха, которое должно проходить по выработке в период её эксплуатации:

,

где - коэффициент учитывающий неравномерность доставки воздуха;

- добыча угля на участках, для проветривания которых подаётся воздух по данной выработки, т/сут;

- относительное газовыделение, м3/т;

- допустимая концентрация метана в исходящей струе, %;

 28,8 м3/c.

Исходя из необходимого количества воздуха, которое проходит по выработке и максимальной скорости его движения (допустимой по ПБ) определяется минимальное сечение выработки в свету:

, (2.13)

где vдоп- максимально допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с.

Sсв?. =4,8 м.2

Так как габариты выработки помимо необходимости доставки расчетного количества воздуха должны обеспечивать размещение транспортного и технологического оборудования с соблюдением требуемых зазоров в соответствии с ПБ и ПТЭ, то проектом принимается сечение выработки А19-27. Сечение выработки в свету до осадки 19,1 м2, после осадки 17,4 м2, в проходке 22,0 м2.

2.4.2 Выбор технических средств, необходимых для проведения вскрывающей выработки

Исходя из анализа имеющегося на шахте оборудования, горно-геологических условий и необходимых темпов проходки для проведения выработки предлагается использовать проходческий комбайн КСП-32, а транспортирование горной массы до ленточного конвейера 2ЛТ-120У осуществлять при помощи ленточного перегружателя ПЛ-600.

Таблица 2.3 - Техническая характеристика проходческого комбайна КСП-32

Наименование параметра	Значение
1	2
Диапазон сечений проводимых выработок, м2	10-32
Производительность, не менее: по углю, м3/мин (т/мин) по породе прочностью усж?100 МПа, м3/мин	2,4 0,25
Размеры размахов стрелы исполнительного органа, м, не менее: по высоте по ширине	5,0 7,0
Скорость передвижения комбайна, м/с (м/мин), не менее	1
Суммарная мощность электродвигателей, установленных на комбайне (с гидроприводом питателя), кВт, не менее	208
Мощность электродвигателя исполнительного органа, кВт, не менее	110
Габаритные размеры комбайна, м: ширина по гусеницам ширина по питателю высота по корпусу / по исполнительному органу длина	2,6 3,7 1,94 / 2,02 12,5
Масса комбайна, т, не более	45

Таблица 2.4 - Характеристика ленточного конвейера 2ЛТ-120У

Ширина ленты, мм	Приемная способность, м/мин	Расчетная производ., т/ч	Максим. длина, м	Скорость ленты, м/с	Максим. мощность привода, кВт	Число приводных барабанов
1	2	3	4	5	6	7
1200	18	1200	1000	2,5	2*250	2

2.4.3 Расчет арочной крепи

Расчет параметров арочной крепи для конвейерного промквершлага пласта К-5 производится согласно «Инструкции по выбору рамных податливых крепей горных выработок» (ВНИМИ, 1991г.)

Таблица 2.5 - Исходные данные

Наименование параметра	Значение
Максимальная глубина проведения выработки, м	750
Угол падения (максимальный)	170
Способ проведения	комбайн
Сечение выработки в проходке/в свету, м2	22/19,1
Расчетная ширина выработки в проходке	6000
Расчетная высота выработки в проходке	4500

Расчетное сопротивление пород кровли и боков выработки на сжатие:

где R C - сопротивление сжатию различных слоев, мПа;

mi - мощности различных слоев пород, м;

К i - коэффициент, учитывающий нарушенность массива, КС=0.9;

R Ci = К C •R i , (2.15)

R C1 = К C • R 1 =0,9•55= 49,5мПа.

R C2 = К C • R 2 =0,9•35= 31,5 мПа.

Выработка сухая, поэтому прочность от воздействия влаги не снижается.

Расчетная высота для кровли:



где b - расчетная ширина выработки в проходке.

Нр.б.=1,5•6=9м.

Расчетная высота для почвы:

Нр.п=b=6м. (2.17) Расчетная высота слоев для боков выработки:
Нр=Н=4,5м. (2.18)

где Н - расчетная высота выработки в проходке.

Усредненное значение пород на сжатие для кровли составит:

42,1мПа.

Усредненное значение пород на сжатие для почвы составит:

R с. п. = R C6 =40,5 мПа. (2.19)

Усредненное значение пород на сжатие для боков выработки составит:

31,5 мПа.

Среднее значение для почвы и кровли:

41,4мПа.

2) Смещение пород определяется по формуле:

где Kб - коэффициент угла залегания пород и направления проходки, для кровли Kб = 0,85, для боков выработки Kб = 0,85;

Kq - коэффициент направления смещения пород , для кровли и почвы, Kq=1 и 0,45- для боков выработки;

KS = 0,2(В-1) =0,2(6-1) =1 - для почвы и кровли,

KS = 0,2(Н-1) =0,2(4,5-1) =0,7 - для боковых смещений;

Kв - коэффициент воздействия других выработок;

К Т - коэффициент влияния времени на смещение пород, для выработок со сроком службы более 15 лет КТ = 1;

где Kб - коэффициент, учитывающий расчетное сопротивление, глубину, 1,8;

b1 и b2 - ширина выработок;

L - расстояние между соседними выработками, 20м.

Kв

Типовое смещение пород по графику для кровли Uт.кр = 190мм, почвы Uт.п = 210мм, для боков Uт.б = 800мм.

Смещение пород для кровли, почвы и боков соответственно:

Uс.кр. = 190 0,85 1 1 1,08=174мм,

Uс.п. = 210 0,85 1 1 1,08=192мм,

Uс.б. = 240 0,85 0,45 0,7 1,08=69,4мм.

3) Нагрузка на 1 п.м. выработки для кровли и почвы:

Р = Кп Кпр В Рн ,	(2.22)

4) Нагрузка на 1 п.м. выработки для боков выработки:

Р = Кп Кпр Н Рн ,	(2.23)

где В =6м - ширина выработки;

Н =4.5м- высота выработки;

Кп = 1,1 - коэффициент перегрузки для вскрывающих выработок;

Кпр - коэффициент условий проведения выработки (Кпр =0,8 при Н/RCКР= 750/42,1= 17,81);

Рн - нормативная нагрузка, определяемая по графику в зависимости от смещения пород.

Для кровли Рн.к = 80кПа, почвы Рн.п = 86кПа, боков Рн.б. = 35кПа.

Нагрузка на 1 п.м. выработки для кровли, почвы и боков выработки соответственно:

Ркр = 1,1 0,8 6 80=422,4 кПа,

Рп. = 1,1 0,8 6 86=454 кПа,

Рб. = 1,1 0,8 4,5 35=138,6кПа.

5) Плотность установки крепи (n):

	(2.24)

Проектом принята арочная крепь А19-27 с несущей способностью N=290 кН в податливом режиме

=1,56 рамы/м.

По технологическим условиям принимается N = 2 рамы/м, т.е. рамы крепи устанавливаются через 0,5м.

6) Вертикальная и горизонтальная податливость крепи:

??Uкр · kос , (2.25)

где ? - конструктивная податливость крепи, мм;

kс = 0,89

?=400?0.89·192 = 171 мм,

?=300?0.89·69,4 = 62 мм.

Следовательно трехзвенная арочная металлическая крепь А19-27 с податливостью до 300мм и плотностью 2 рамы/м. обеспечит нормальную эксплуатацию рассматриваемой выработки.

2.4.4 Технология проведения выработки

Выемка горной массы производится комбайном. После осмотра комбайна, питающей сети, системы пылеподавления, звукового сигнала, машинист комбайна включает комбайн и подъезжает к груди забоя. Затем он устанавливает исполнительный орган в рабочее положение, включает электродвигатель исполнительного органа и грузчика, начинает разрушать массив.

Из забоя горная масса при помощи комбайна грузится на ленточный перегружатель ПЛ-600, далее на ленточный конвейер 2ЛТ-120. По ленточным конвейерам горная масса поступает к скиповым стволам.

После придания забою необходимой конфигурации, машинист комбайн выключает исполнительный орган комбайна, зафиксировав кнопку «СТОП» исполнительного органа.

Под защитой постоянной крепи, проходчики обирают кровлю, борта и забой от нависших кусков породы. Оборка должна производиться металлическими пиками длиной 2,5м.

Для возведения временной крепи при помощи комбайна необходимо:

1) Поднять гидроопоры, выставить исполнительный орган (и. о.) по оси выработки и опустить коронки и.о. на почву.

2) Заблокировать кнопки «Стоп» с обеих сторон комбайна.

3) Разложить стрелу крепеподъемника. Принести и положить в захваты крепеподъемника верхняк крепи, после чего всем удалиться за пределы питателя.

4) Разблокировать кнопки «Стоп» и включить маслостанцию.

5) Поднять и.о. и, не прижимая верхняк к кровле выставить его в нужное положение, маневрируя ходом, подъемом и поворотом и.о.

6) Заблокировать кнопки «Стоп» с обеих сторон комбайна. На верхняк уложить металлическую решетку.

7) Разблокировать кнопки «Стоп» и включить маслостанцию Верхняк временной крепи с решеткой поджать к кровле выработки.

8) Заблокировать кнопки «Стоп» с обеих сторон комбайна.

9) Верхняк временной крепи при помощи межрамной стяжки соединить с ранее установленной рамой постоянной крепи.

10) Произвести установку стоек постоянной крепи:

В почве выработки при помощи кайла на расстоянии необходимом для установки стоек берутся приямки глубиной 100мм. Стойки нижним концом устанавливаются во взятые приямки, верхние концы стоек подводятся под верхняк. После чего посредством хомутов стойки соединяются с верхняком. Возведённая рама крепи выверяется согласно маркшейдерского направления и расклинивается деревянными клиньями. Пустоты между рамой крепи и боками выработки забучиваются негорючим материалом.

Промежуточная рама крепи устанавливается в порядке, описанном выше. После чего межрамными стяжками, вновь установленные рамы крепи соединяются с ранее установленной рамой крепи.

2.4.5 Техника безопасности при ведении подготовительных работ

В целях безопасного ведения работы необходимо соблюдать и выполнять требования действующих «Правил безопасности в угольных шахтах»:

1) Перед началом работ:

- Перед началом работ бригадир, звеньевой и рабочий обязаны проверить свои рабочие места и привести их в безопасное состояние.

- Сдача и приемка смен производится непосредственно на рабочем месте, если между сменами не предусмотрен перерыв, старшими рабочими смены (звеньевыми). Сдающий смену обязан сообщить принимающему смену звеньевому о горно-технической обстановке в забое (состояние проветривания, горное давление, встретившиеся геологические нарушения, появление заколов и куполов и пр.), о состоянии крепи, конвейера, перегружателей, насосов и пр.), обратив особое внимание на слабые места и имеющиеся (или возможные и дальнейшем) поломки и отказы.

- На рабочем месте проходчик (звеньевой) обязан проверить:

-исправность и нормальное функционирование всех забойных механизмов, а также конвейера, насосной станции и др.;

-наличие и исправность ручного инструмента;

-исправность шлангов и трубопроводов для подачи воды и эмульсии;

-состояние проветривания и состав рудничной атмосферы;

-состояние кровли и забоя (наличие трещин, заколов, куполов, и пр.);

-наличие предупредительных признаков газодинамических явлений (потрескивание, "толчки", повышенное газовыделение и пр.);

-исправность телефонной связи с поверхностью.

При обнаружении неисправностей проходчик (звеньевой) обязан принять меры по их устранению или сообщить об этом горному мастеру или другому лицу участкового надзора.

2) Во время работы:

- в течении всей смены бригадир, звеньевой и рабочий должны следить за безопасным состоянием места работы……

- при выполнении технологического цикла рабочих операций по проведению горной выработки проходчик обязан строго соблюдать полноту и порядок их выполнения, предусмотренные паспортом проведения и крепления выработок.

- состав рудничной атмосферы и содержание метана в воздухе должны соответствовать требованиям ПБ, вентиляторы местного проветривания должны работать непрерывно;

- расстояние от конца вентиляционных труб до забоя не должно превышать 8 метров;

- вентиляторы местного проветривания должны быть установлены в выработке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10 метров от исходящей струи;

2.5 Расчет технико-экономических показателей проходческих работ

2.5.1 Расчет комплексной нормы выработки

Для расчета данных показателей производственный цикл проходки расчленяется на составляющие его рабочие процессы и операции, по каждому из которых определяется объёмы работ Vi и по действующим нормативным документам устанавливаются сменные нормы выработки на одного рабочего или агрегатные на одну машину Нв. В связи с тем, что данная выработка соответствует вскрывающим выработкам, уже пройденным на шахте, принимается комплексная норма выработки и трудоемкость работ, по данным шахты.

Тц=4,04 чел.см., при тарифной ставке в 345,888 рублей.Итого затраты на цикл 1397,39 руб. Принимается 3 цикла в сутки

Исходя из суточной трудоемкости работ (Tц) принимается явочный состав бригады:

Тсут.=nц• Тц ,	(2.26)

где nц. - число циклов в сутки;

Тсут.=4,04• 3=12,12 чел.см.

Принимается явочный состав бригады Nяв=12 чел (4 звена по 3 человека).

Коэффициент выполнения нормы составит:

Кв.н=12,12/12=1,01,

т.е. принятые нормы выполняются на 101% .

Комплексная норма на проведение 1 п.м. выработки составит:

где Тц - полная трудоемкость, чел.см.;

Lц - подвигание забоя за цикл, м.

Нк. ==0,198 м/ чел.см.

Комплексная расценка составит:

	(2.28)

где аi•Ti - суммарная стоимость работ, руб;

Lц - подвигание забоя за цикл, м.

=1746,74 руб/м.

2.5.2 Величина месячного ухода

Темпы проведения выработок приняты на основе практического опыта проходки в условиях шахты и составляют: наклонные выработки по породе с металлической арочной крепью с железобетонной затяжкой - от 60 до 80 м/мес. Принимаем из расчета 3 циклов в сутки месячный уход:

где nц. - число циклов в сутки;

nр.д. - число рабочих дней в месяц.

Lмес.=3• 0,8•.30=72 м/мес.

2.5.3 Расчет производительности труда

Списочная численность проходчиков и МГВМ бригады Nсп.бр. определяется из явочного состава:

	(2.30)

где nяв - явочная численность проходческого звена;

Ксп.с. - коэффициент списочного состава.

В зависимости от принятого режима работы и других факторов коэффициент списочного состава определяется:

	(2.31)

где nр.д - число рабочих дней в году, принимается равным 365 дней;

nп.,nв,nотп - соответственно число праздничных(12), выходных(86) и дней отпуска (60) рабочих в году;

Кув. - коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам (0,96).

12чел.

=12•1,83=22чел.

Плановая производительность труда проходчика и МГВМ на выход и за месяц, составит соответственно:

где Nвых - количество выходов одного проходчика, МГВМ;

коэффициент переполнения нормы.

Рпл.= 0,198•1,01=0,2 м/вых.

Рпл.= 0,2•21=4,2 м/мес.

Расчет фактической производительности труда:

Явочный штат повременных рабочих по бригаде принимается 10 человек, списочный штат повременных рабочих по бригаде составит:

Nсп.пов.=10•1,83=18чел.

Месячная производительность труда при проведении выработки составит:

	(2.35)

где Nсп.пов.- численность повременных рабочих.

1,8 м/чел.мес.

2.5.4 Расчет стоимости проведения выработки

Расчет себестоимости 1 погонного метра выработки по участку производится по следующим элементам:

- затраты на оплату труда, тыс. руб.;

- отчисления на социальные нужды, тыс. руб.;

- материальные затраты, тыс. руб.;

- амортизация основных фондов, тыс. руб.

Принимаем на участке 2 бригады, одна бригада производит проведение конвейерного промквершлага К5, вторая бригада - путевого промквершлага К5.

Месячный уход по участку составит:

Lмес.=2• 72=144 м/мес.

Общая численность проходчиков и МГВМ участка составит:

Nсп.пр.уч.=22•2=44чел.

В том числе фактически на работе (без учета отпускников и больных):

	(2.36)

где Nяв.бр. =12 - явочная численность проходчиков и МГВМ бригады;

nбр. =2 - количество бригад на участке;

nр.д. =30 - число рабочих дней участка в месяц;

nвых =21 - количество выходов рабочего за месяц.

Nпр.уч.ф=12•2•30/21=34чел.

Численность повременных рабочих участка составит:

Nпов.уч.=18•2=36чел.

В том числе фактически на работе (без учета отпускников и больных):

Nпов.уч.ф.=10•2•30/21=28чел.

Из них 16 ГРП 3 разряда и 12 электрослесарей, в том числе электрослесарей 5 разряда 40%- 5 человек, электрослесарей 4 разряда 40%- 5 человек и 20% электрослесарей 3 разряда - 2 человека.

Таблица 2.6 - Фонд заработной платы проходческого участка

Профессия и разряд	Кол-во, чел.	Коэф-т к заработной плате проходчика	Заработная плата, руб./мес.	Фонд заработной платы, руб./мес.
1	2		3	4
Начальник участка	1	2	64000	64000
Заместитель начальника участка	1	1,4	44800	44800
Помощник начальника участка	1	1,3	41600	41600
Механик	1	1,8	57600	57600
Помощник механика	1	1,25	40000	40000
Горный мастер	6	1,2	38400	230400
	11			478400
МГВМ, проходчик 5 разряда	34	1	32000	1088000
Электрослесарь 5 разряда	5	1	32000	160000
Электрослесарь 4 разряда	5	0,76	24320	121600
Электрослесарь 3 разряда	2	0,68	21760	43520
ГРП 3 разряда	16	0,68	21760	348160
Всего по рабочим участка	62			1761280
Итого по участку	73			2239680

Затраты на социальные отчисления по проходческому участку (36,5%):

Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты» по проходческому участку осуществляется по:

- материалам, тыс. руб.;

- электроэнергии, тыс. руб.

Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты» сводится в таблицы 2.7 и 2.8.

Таблица 2.7 - Стоимость проведения 1 погонного метра выработки по затратам на материалы

Наименован. материала	Ед. измерения	Расход на 1 пог.м.г.в.	Стоимость ед., руб.	Сумма затрат, руб.
1	2	3	4	5
Металлокрепь А-19-27	комплект	2	7983	15966
Решетка	шт.	2	280	560
Решет. затяжка	шт	20	200	4000
Монорельс	комплект	0,5	4800	2400
ППС	м	1	190	190
Итого				23116
Неуч. материалы, 10% от				2311,6
Итого				25427,6

Таблица 2.8 - Затраты на электроэнергию за сутки

Потребители энергии	Кол-во	Установленная мощность, кВт	Время работы, ч.	Расход на сутки
1	2	3	4	5
Комбайн КСП -32	1	208	8	1664
Самоходный вагон ВК-15	1	132	6	792
Ленточный конвейер 2ЛП100У	1	500	10	5000
Вентилятор ВМЭ 2-10	1	110	24	2640
Вентилятор ВМЭ 2-10 (резервный)	1	110	-	0
Пылеуловитель ДПУ800	1	50	8	400
Всего		1110		10496
Неучтенные потребители, 10% от		111		1049,6
Итого		1221		11545,6

Сумма затрат на электроэнергию за месяц:

где а - тариф за 1 кВт/ч, руб.

б - коэффициент, учитывающий скидки и надбавки к тарифу отличный от нейтрального при tg нейтральном б=0.

Зэ = 2,16•11545,6•1= 24938руб.

Себестоимость по электроэнергии:

(2.40)

4156руб/м.

Затраты по элементу «Амортизация»:

Таблица 2.9 - Стоимость проведения 1 погонного метра выработки по затратам на амортизацию оборудования

Полная участковая себестоимость проходки 1 погонного метра выработки равна сумме затрат по всем элементам:

(2.42)

Сп.= 15553,33+5676,96+25427,6+4156+14136,8=64950,69руб/м.

2.6 Выводы по разделу

В пределах шахтного поля к разработке принят пласт К-5. Вскрытие пласта К-5 на горизонте -460м. произведено вентиляционным стволом, конвейерным промквершлагом пласта К5, пройденным с магистрального конвейерного штрека пласта и путевым промквершлагом пласта К5, пройденным с магистрального путевого штрека пласта Е1.

Конвейерный промквершлаг К-5 проводится по породе, предназначен для прохода людей, транспортировки горной массы из очистного и подготовительных забоев пласта К-5. Путевой промквершлаг К-5 проводится по породе, предназначен для доставки материалов и оборудования. Крепление путевого и конвейерного промквершлагов К-5 производится арочной крепью А19-27.

На шахтах России при разработке пологих и наклонных пластов тонких и средней мощности наибольшее распространение получили системы разработки длинными столбами с одиночными лавами с применением механизированных комплексов.

Производственная мощность шахты при отработке пласта К-5 Аг = 1.1 • 106 т/год.

Резервных забоев на шахте не предусматривается. При применении механизированных комплексов экономически не выгодно держать резервный очистной забой. Для резерва производственной мощности шахты предусматривается опережающая подготовка очередной лавы, так, чтобы 3 месяца в одновременной работе находились два очистных забоя.

Проходка вскрывающих выработок производится при помощи проходческого комбайна КСП-32. Транспортировка горной массы из забоя производится при помощи ленточных конвейеров 2ЛТ-120У. Из забоя горная масса при помощи комбайна грузится на ленточный перегружатель ПЛ-600, далее на ленточный конвейер 2ЛТ-120. По ленточным конвейерам горная масса поступает к скиповым стволам.

Доставка материалов и оборудования осуществляется с помощью монорельсовой дороги ДП-155У с локомотивной тягой участком шахтного транспорта.

Месячная производительность труда рабочего при проведении конвейерного промквершлага пласта К5 составляет 1,8м/мес., полная участковая себестоимость проходки 1 погонного метра выработки - 64950,69руб/м.

3. Подготовка шахтного поля

3.1 Способы и схемы подготовки шахтного поля

Подготовкой шахтного поля называют проведение после вскрытия шахтного поля системы подготавливающих горных выработок, обеспечивающих условие для эффективной и безопасной выемки полезного ископаемого. Подготовку шахтного поля обычно ведут частями и по мере их отработки подготавливают следующие части.

3.1.1 Способы подготовки шахтного поля

По расположению подготавливающих выработок относительно пласта различают:

- Пластовый способ подготовки шахтного поля - способ, при котором весь комплекс подготавливающих выработок проводится по пласту.

- Полевой способ подготовки шахтного поля - способ подготовки, при котором весь комплекс подготавливающих выработок проводится по породе.

- Пластово-полевой (комбинированный) способ подготовки шахтного поля - способ подготовки представляет собой комбинацию описанных выше способов.

При подготовке пластов в свите различают два способа:

- Индивидуальная подготовка.

- Групповая подготовка.

При индивидуальной подготовке весь комплекс подготавливающих выработок проводится для каждого пласта. Способ применяется при мощности междупластий >50 м. Отработку пластов производят раздельно или совместно. При групповой подготовке комплекс подготавливающих выработок используется для одновременной отработки двух и более пластов. Группирование применяется при мощности междупластий менее 50м.

3.1.2 Схемы подготовки шахтного поля

Схема подготовки - характерное расположение объединенных с учетом функционального назначения в единый комплекс подготавливающих выработок, обеспечивающих деление шахтного поля на готовые к выемке части.

Погоризонтная схема подготовки - пространственное расположение горных выработок, делящее шахтное поля транспортными горизонтами на выемочные ступени, отрабатываемые затем по падению и восстанию.

Панельная схема подготовки шахтного поля - совокупность выработок, разделяющих шахтное поле на панели. Область применения <250. Размер по падению 1200-1500м, по простиранию 3500-4000м.

Этажная схема подготовки шахтного поля - совокупность выработок, разделяющих шахтное поле на этажи. Область применения >350. Высота этажа <55 800-400м. >55 120-150м.

3.2 Система разработки пласта К-5 и подготовка запасов выемочного участка 4-2-5-1