Новое строительство шахты "Томусинская 5-6"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Аннотация

Шарафулин Александр Сергеевич

Гр. ГП-992

Новое строительство шахты «Томусинская 5-6», поле шахты считать нетронутым

г. Новокузнецк 2004 год

Специальная часть: Выбор способа вспомогательного транспорта для шахты «Томусинская 5-6»

Специальность «Подземная разработка пластовых месторождений полезного ископаемого (090200) страницы, таблицы, 1 график.

В проекте разработаны технические решения, обеспечивающие высокие технико-экономические показатели шахты.

Специальная часть может быть рекомендована к внедрению на шахте.

Разработал: Шарафулин А.С.

Руководитель: Волошин В.А.



СПИСОК ПРИНЯТЫХ СОКРАЩЕНИЙ

М - метр

Т - тонна

Град. - градус

КВТ*ч - киловатт час

Н - ньютон

Т.д. - так далее

Т.п. - тому подобное

Т.к. - так как

Гор. - горизонт

НЗО - начально заключительные операции

ТЭО - технико-экономическое обоснование

Пл. - пласт

Па - паскаль

Вент. - вентиляционный

Конв. - конвейерный

Кв-г - квершлаг

Бр-г - бремсберг

П.Б. - правила безопасности

ПУПП - подземная участковая передвижная подстанция

В.п. - верхняя пачка

Н.п. - нижняя пачка



СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Общие сведения

1.2 Выбор способа развития шахтного фонда

2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Геологическая характеристика шахтного поля

2.1.1 Тектоника

2.1.2 Характеристика угольных пластов

2.1.3 Гидрогеологическая характеристика

2.1.4 Газоносность шахтного поля

2.2 Границы шахтного поля

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Проектная мощность шахты

3.2 Срок службы

3.3 определение длины очистного забоя проверка его по фактору проветривания

3.4 Нагрузка на очистной забой

3.5 Расчет действующей линии очистного забоя

3.6 Вскрытие и подготовка шахтного поля

3.7 Горно-капитальные работы

3.7.1 Проведение наклонного вентиляционного ствола

3.7.2 Выбор и обоснование способа проведения выработки. Выбор средств механизации

3.7.3 Паспорт буровзрывных работ

3.7.4 Расчет производительности буровой техники и времени на обуривание забоя

3.7.5 Проветривание при проведении ствола

3.7.6 Общая организация водоотлива

3.7.7 Погрузка породы. Расчет производительности погрузочной техники

3.7.8 Возведение постоянной крепи

3.7.9 Вспомогательные операции

3.7.10 График организации работ

3.8 Очистные работы

3.8.1 Горно-геологический прогноз выемочного участка

3.8.2 Технология отработки лавы

3.8.3 Основные технические характеристики применяемого оборудования

3.8.4 Выход комплекса из монтажной камеры

3.8.5 Организация работ в лаве 3-1-1

3.8.6 Меры безопасности при эксплуатации механизированного комплекса

3.8.7 Передвижка перегружателя ПСМ-30

3.8.8 Передвижка энергопоезда

3.8.9 Техника безопасности при ведении очистных и профилактических работ

3.9 Вентиляция шахты

3.9.1 Расчет потребного количества воздуха

3.9.2 Расчет потребного количества воздуха для участка

3.9.3 Расчет воздуха для поддерживаемых выработок

3.9.4 Расчет воздуха для технологических камер

3.9.5 Определение количества утечек воздуха

3.9.6 Расчет воздуха необходимого для проветривания шахты

3.9.7 Расчет депрессии

3.9.8 Подбор вентилятора на сеть

3.9.9 Расчет калориферной установки

3.9.10 Техника безопасности

3.10 Транспорт

3.11 Электроснабжение

3.11.1 Расчет ПУПП№1

3.11.2 Расчет и проверка кабельной сети

3.11.3 Токи короткого замыкания

3.11.4 Выбор аппаратуры управления

3.11.5 Расчет ПУПП№2

3.11.5.1 Выбор ПУПП№2

3.11.5.2 Расчет и проверка кабельной сети

3.11.5.3 Токи короткого замыкания

3.11.5.4 Выбор аппаратуры управления

3.11.6 Расчет ПУПП№3

3.11.6.1 Выбор ПУПП№3

3.11.6.2 Расчет и проверка кабельной сети

3.11.6.3 Токи короткого замыкания

3.11.6.4 Выбор аппаратуры управления

3.11.7 Расчет ПУПП№4

3.11.7.1 Выбор ПУПП№4

3.11.7.2 Расчет и проверка кабельной сети

3.11.7.3 Токи короткого замыкания

3.11.7.4 Выбор аппаратуры управления

3.11.8 Автоматизация производственных процессов

3.11.8.1 Автоматизация подземных конвейерных линий

3.11.8.2 Водоотлив

3.11.8.3 Автоматизация проветривания

3.11.8.4 Автоматическая газовая защита.

3.11.8.5 Автоматизация калориферных установок

4. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

4.1 Обоснование актуальности проблемы

4.2 Анализ существующих способов вспомогательного транспорта

4.3 Техническая характеристика монорельсовой подвесной дороги с дизелевозом

4.4 Монтаж монорельсовой дороги ПД-155

4.5 Обслуживание и эксплуатация подвесной монорельсовой дороги ПД-155

4.6 Перевозка людей

4.7 Меры безопасности при эксплуатации монорельсовой дороги и локомотивов

4.8 Обслуживание и эксплуатация локомотива

4.9 Расчет удельных затрат

5. ОХРАНА ТРУДА

5.1 Опасные и вредные производственные факторы

5.1.1 Физические факторы

5.1.2 Химические факторы

5.1.3 Биологические факторы

5.1.4 Психологические факторы

5.2 Управление охраной труда

5.2.1 Общие мероприятия по управлению охраной труда

6. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

6.1 Выбор и обоснование организационно-правовой формы филиала шахта «Томусинская 5-6»

6.2 Выбор и обоснование производственной структуры предприятия

6.3 Выбор режима работы шахты, участка, рабочих

6.4 Расчет себестоимости добычи 1т угля по участку

6.4.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»

6.4.2 Расчет себестоимости по элементу «Затраты на оплату труда»

6.4.3 Расчет себестоимости по элементу «Отчисления на социальные нужды»

6.4.4 Расчет себестоимости по элементу «Амортизация основных фондов»

6.5 Расчет себестоимости по проходческому участку на 1 п.м.

6.5.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»

6.5.2 Расчет себестоимости по элементу «Затраты на оплату труда»

6.5.3 Расчет себестоимости по элементу «Отчисления на социальные нужды»

6.5.4 Расчет себестоимости по элементу «Амортизация основных фондов»

6.6 Основные технико-экономические показатели

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Список используемых литературных источников

ВВЕДЕНИЕ

Развивающиеся рыночные отношения в России требуют повышения конкурентоспособности добываемого угля на мировом и внутренних рынках. В этой связи можно выделить следующие задачи, стоящие перед угольной промышленностью: обеспечить применение новых энергосберегающих, высокопроизводительных и экологически чистых технологии добычи и переработки угля: осуществлять системный перевод шахт на новые участки угольных месторождений, благоприятные для высокопроизводительных комплексно-механизированных забоев и технологий; обеспечить безопасные и комфортные условия труда при добыче угля на шахтах.

Необходимым условием поддержания и увеличения добычи угля является непрерывное воспроизведение горнодобывающих предприятий. При этом горные предприятия должны отвечать современным техническим и экономическим требованиям, извлекая максимально содержащееся в недрах полезное ископаемое и обеспечивая наименьшие затраты на его извлечение.

Это достигается применением новейших разработок в горной технике и технологии, дающих максимальные темпы строительства и добычи угля. Новое строительство предприятий является одним из способов развития шахтного фонда, который предполагает применение наиболее современных элементов технологической схемы шахты.

Задачей данного проекта является выбор рациональной для горно-геологических условий филиала шахта «Томусинская 5-6» системы разработки, технологической схемы и средств комплексной механизации очистных и подготовительных работ, определение их рациональных параметров, расчет показателей и разработка специальных мероприятий по охране труда.



1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Общие сведения.

Поле шахты 'Томусинская 5-6" (блок №1 бывшей ш. им. Шевякова) расположено в центральной части Ольжерасского месторождения Томь-Усинского района Кузбасса.

Томь-Усинский геолого-экономический район расположен в крайней юго-восточной части Кузнецкого бассейна и занимает широкую полосу угленосных отложений балахонской и колъчугинской серий, протягивающихся по простиранию с юго-запада на северо-восток на расстоянии 45 км.

По административному делению поле шахты "Томусинская 5-6" входит в состав г. Междуреченска Кемеровской области.

Город Междуреченск связан с Новокузнецком автомобильной и железнодорожной магистралями, расстояние до Новокузнецка - 78 км.

Размеры шахтного поля по простиранию 5 км , по падению от 1,1 км до 1,7 км.

Район характеризуется развитой инфраструктурой и большим количеством угледобывающих предприятий.

Томь-Усинский район приурочен к западным предгорьям Кузнецкого Алатау и характеризуется относительно высокими абсолютными отметками и сильно расчлененными формами рельефа.

Геоморфологически основная часть шахтного поля представлена сравнительно узкими гребнями водоразделов и широкими склонами, изрезанными ручьями и многочисленными логами. Наивысшая отметка шахтного поля +685 м (абс). Абсолютные отметки долин крупных рек составляют +230 м-240 м.

Общее количество осадков в год составляет в среднем 886 мм.



1.2 Выбор способа развития шахтного фонда

Шахтный фонд - это запасы угля в пределах горного отвода, комплекс зданий, сооружений, горных выработок, оборудования. Шахтные фонды постоянно меняются.

В настоящее время традиционным нормативным документом регламентированы следующие способы развития шахтных фондов:

1) Новое строительство;

2) Расширение;

3) Реконструкция;

4) Техническое перевооружение;

5) Поддержание действующих мощностей;

6) Прекращение эксплуатации;

В условиях шахты «Томусинская 5-6» в настоящее время наиболее предпочтительней является новое строительство.

Новое строительство предполагает строительство комплекса объектов основного, подсобного и обслуживающего назначения вновь создаваемых предприятий, зданий и сооружений, а также их филиалов, районов и блоков, которые после ввода в эксплуатацию будут находиться на самостоятельном балансе. Новое строительство осуществляется на новых площадях и имеет целью создание новых мощностей. К новому строительству относятся также строительство вторых и последующих очередей предприятий, если это предусмотрено первоначальным проектом. Новое строительство рассматривается как способ развития отраслевых фондов, фондов угольных регионов, бассейнов, крупных объединений, а также отдельных шахт, получивших новые горные отводы вместо отработанных, но сохраняемых организационно.

Новое строительство шахт позволяет добиться высоких технико-экономических показателей на основе внедрения передовых достижений науки и техники во всех технических звеньях добычи, транспорта и переработки угля, применения комплексно-механизированных и автоматизированных производственных процессов, концентрации горных работ, рациональных схем

вскрытия и вентиляции. При новом строительстве решаются вопросы снижения трудоёмкости работ, создания комфортных условий, как в шахте, так и на поверхности, повышения безопасности работ, централизации и концентрации вспомогательных служб, цехов.



2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Геологическая характеристика шахтного поля

Поле шахты 'Томусинская 5-6" расположено в центральной части Ольжерасского месторождения Томь-Усинского района Кузбасса. По административному делению поле шахты "Томусинская 5-6" входит в состав г. Междуреченска Кемеровской области. Город Междуреченск связан с Новокузнецком автомобильной и железнодорожной магистралями, расстояние до Новокузнецка - 78 км.

Томь-Усинский район приурочен к западным предгорьям Кузнецкого Алатау и характеризуется относительно высокими абсолютными отметками и сильно расчлененными формами рельефа.

Геоморфологически основная часть шахтного поля представлена сравнительно узкими гребнями водоразделов и широкими склонами, изрезанными ручьями и многочисленными логами. Наивысшая отметка шахтного поля +685 м (абс). Абсолютные отметки долин крупных рек составляют +230 м-240 м.Общее количество осадков в год составляет в среднем 886 мм.

В геологическом строении шахтного поля участвуют (сверху вниз) отложения кузнецкой свиты кольчугинской серии и усятской, кемеровской и ишановской свит верхнебалахонской подсерии балахонской серии Кузбасса. Промышленная угленосность приурочена к свитам усятской (Pius) и кемеровской (Рiкм).

Усятская свита включает самые верхние горизонты верхнебалахонской подсерии. Верхней границей свиты является пласт I. За нижнюю границу принята кровля пласта VI. Средняя мощность свиты 126 м. Свите подчинено три пласта (I, III и IV-V), два из которых (III и IV-V) являются самыми мощными (9-10 м) на шахтном поле. Суммарная мощность пластов в свите - 19,5 м. Коэффициент угленосности 15,5%.

Кемеровская свита выделяется в границах от кровли пласта VI до почвы пласта XVII, средняя мощность ее составляет 135 м. Свита включает девять пластов рабочей мощности: VI, VI', VIII-IX, IX, XII, XIII, XIV, XVI и XVII. Суммарная мощность пластов -22,6 м. Коэффициент угленосности - 16,8%.

Породы, вмещающие угольные пласты, представлены аргиллитами, алевролитами, реже песчаниками и конгломератами и характеризуются высокой механической прочностью. Коэффициент крепости пород по шкале проф. Протодьяконова: песчаников 7-14; алевролитов 4-7, конгломератов 9-14, породных прослоев 1,6-3,8, углистых аргиллитов 1,5-1,8, углей 1-2.

Четвертичные отложения имеют небольшую мощность: в долинах рек и ручьев-6-15 м, на водоразделах- до 10-12 м.

2.1.1 Тектоника

В тектоническом отношении поле шахты и глубокие горизонты Ольжерасского месторождения приурочены к Главному моноклиналу Томусинского района.

Продуктивная толща и перекрывающие ее осадки кузнецкой свиты в общем залегают моноклинально, имея северо-западное падение с азимутом 300-340 град. Углы падения пластов угля изменчивы, причем отмечаются две закономерности:

1. Углы падения увеличиваются от верхних пластов к нижним. Так, в пределах горизонта +260 м (абс) углы падения по пластам III, IV-V, VI не превышают 18-22°, по нижним пластам XII-XVII углы падения увеличиваются до 25-28°, в отдельных случаях до 30° и выше. А на северо-восточном фланге шахты угол падения пластов III-XVII достигает на выходах (на ограниченной площади) даже 50-60°.

2. Углы падения всех пластов уменьшаются с глубиной от выходов пластов под наносы. Так, углы падения на горизонте +260 м (абс) колеблются от 18-22° до 25-30°, с глубиной же углы падения пластов несколько выполаживаются и уменьшаются до 5-10° (по верхним пластам) и 10-15° - по нижней группе пластов.

Общее моноклинальное залегание пород осложнено четырьмя флексурообразующими складками: Усинской, Сосновской, Ольжерасской и Кузнецкой. Кроме названных пликативных структур, в пределах Главного моноклинала наблюдается дополнительная складчатость, выраженная в виде волнистости и мелких пологих складок. Главным типом тектонических разрывов являются пологие субмеридиональные дизъюнктивы преимущественно с восточным и северо-восточным падением сместителей -несогласные взбросы, надвиги. Вертикальная амплитуда смещения всех установленных на поле шахты разрывов определяется в основном величинами 5-25 м, за исключением 2-х надвигов (1-1 и Ill-Ill), максимальные амплитуды которых достигают 40-100 метров.

Характерной особенностью разрывов является изменчивость их амплитуд как по падению, так и по простиранию сместителя и преимущественная приуроченность к определенным стратиграфическим горизонтам. Большинство нарушений максимальную амплитуду имеют в отложениях усятской свиты, а в кемеровской свите разрывы постепенно затухают.

Анализ геологоразведочных данных свидетельствует, что количество выявленных разведкой нарушений составляет 5 шт/км. Дизъюнктивные нарушения и сопровождающие их зоны перемятых пород - один из горно-геологических факторов, создающих технические трудности при отработке угольных пластов и управлении их кровлями.

В целом по сложности геологического строения поле шахты "Томусинская 5-6", как и бывшей шахты им. Шевякова, относится ко 2 группе и характеризуется рядом особенностей, осложняющих ведение горных работ:

а) в северо-восточном направлении (от границы с шахтой им. Ленина) происходит усложнение морфологии пластов и уменьшение угленосности. Так, по пластам III, IV, VI'", XIII - уменьшается общая мощность, пласты IV-V, VIII-IX расщепляются, пласт VT'"' полностью выклинивается и т.д.;

б) шахта "Томусинская 5-6" характеризуется большими углами падения пластов на верхних горизонтах;

в) шахта "Томусинская 5-6" более поражена разрывными тектоническими нарушениями различного типа и амплитуд;

г) по ряду пластов (VI', IX""', XII, XIV, XVI) широко развиты ложные кровли, представленные углистыми разностями аргиллитов и алевролитов;

д) пласты IV (IV-V), VI'"' имеют труднообрушающуюся, тяжелую кровлю, сложенную крепкими конгломератами и песчаниками.

2.1.2 Характеристика угольных пластов

Угленосная толща шахты "Томусинская 5-6" сложена породами усятской и кемеровской свит верхнебалахонской подсерии и включает 11 рабочих угольных пластов различной мощности и выдержанности (III, IV-V, VI⁶-"-, VT-"-, VT, VIII-IX, XI, XII, XIII, XIV, XVI-XVII), а с учетом расщепления пластов IV-V, VIII-IX, XVI-XVII соответственно на пласты IV и V, VIII и IX'"¹', XVI и XVII, общее количество рабочих пластов имеющих индексацию достигает 17. Все пласты, за исключением пласта VI"'"', сохраняют рабочие значения на всей площади шахтного поля, пласт VI""' в северо-восточном направлении выклинивается. Для шахтного поля характерно преимущественное развитие мощных и средней мощности пластов угля. По мощности их можно разделить на:

1. Мощные (от 3,5м и более) - III, IV-V, V, VIII-IX, XVI-XVII;

2. Средней мощности (1,4-3,5м) - IV, VI'-"-, VI"-"-, VIII, XI, XII и XVII;

3. Тонкие и переходные по мощности к средним - VT, IX^в.п., XIII, XIV.

В таблице 1 приведены основные данные по пластам, залегающим на поле шахты "Томусинская 5-6".

Пласт III один из самых мощных и выдержанных пластов в районе. Залегает в 38-40м ниже верхней границы усятской свиты. В пласте встречается один, реже 2-3 прослоя породы мощностью 0,05-0,4 м, представленных углистыми аргиллитами, средняя суммарная мощность угольных пачек равна 9,67 м. Непосредственная кровля - алевролиты разной зернистости, в почве залегают мелкозернистые алевролиты. Ложная кровля представлена углистыми аргиллитами мощностью от 0,1 до 1,0 м. Пласт интенсивно разрабатывается шахтами Томь-Усинского района.

Пласт IV-V залегает в 30 м ниже пласта III, распространен на гор.±0 м при слиянии пластов IV и V. Имеет сложное строение и содержит от одного до 6-7 породных прослоев. Мощность породного прослоя между верхней (пл.IV) и нижней (пл.V) угольными пачками достигает 0,4-0,5 м. При увеличении мощности породного прослоя, разделяющего угольные пачки,

пласт IV-V расщепляется на два самостоятельных пласта -IV и V, при этом мощность междупластья в северо-восточном направлении увеличивается до 10-12 м.

Пласт IV относится к относительно выдержанным пластам. Имеет среднюю мощность 2,0 м, сложное строение (от 1 до 3-4 породных прослоев). Кровля пласта весьма устойчивая, тяжелая, сложенная крепкими конгломератами и песчаниками, почва - тонкий алевролит, аргиллит, склонна к пучению.

Пласт V распространен как самостоятельный пласт на тех же площадях, что и пласт IV. Мощность пласта в среднем 6,5 м, имеет сложное строение (от 2-3 до 3-7 прослоев породы мощностью 0,05-0,3 м). Кровля пласта сложена углистым алевролитом, реже аргиллитом, от средней устойчивости до неустойчивой. Почва пласта - крепкий алевролит.

Пласт VI^в.п. залегает в 38-40 м ниже пласта V. Мощность пласта колеблется от 1,3 до 2,5 м постепенно уменьшаясь в северо-восточном направлении. Строение пласта сложное, содержит 2-4 породных прослоя общей мощностью 0,1-0,2 м. Непосредственная кровля пласта - алевролит средней устойчивости, основная - крепкие песчаники.

Пласт VI^н.п. отделяется от пласта VI^в.п. породной пачкой углистого алевролита мощностью от 0,6 до 1,0 м. Мощность пласта колеблется от 1,6 до 3,0 м, составляя в среднем 2,5 м.

2.1.3 Качество углей

Угли шахтного поля по степи метаморфизма, петрографическому составу и технологическим свойствам относятся к маркам К, КО, КС, ОС (ГОСТ-25543-88), угли коксующиеся, используются для получения металлургического кокса. Угли отличаются высокой калорийностью, низкосернистые, малофосфористые, выход летучих 19-25%, толщина пластического слоя "у"=9-13 мм. Зольность чистых угольных пачек составляет от 4,4 - 26,6%. Качество углей по пластам приведено в таблице 2.

2.1.4 Гидрогеологическая характеристика

Гидрогеологические условия шахтного поля достаточно сложные. Четвертичные отложения представлены двумя генетическими типами: аллювиалъно-делювиальными образованиями водоразделов и аллювиальными отложениями притоков р.Ольжерас.

Делювиальные отложения практически сухие (приток 0,2-0,4 л/сек.). Запасы вод аллювиальных отложений незначительны и пополняются за счет инфильтрации осадков. Таким образом, воды четвертичных отложений вследствие незначительного площадного распространения практически не повлияют на ведение горных работ. Безнапорные пластово-трещинные воды зоны активного водообмена приурочены к породам зоны интенсивного выветривания, в пределах участка они имеют повсеместное распространение, глубина залегания их на водоразделах 90-120 м, в долинах 13-15 м.

Напорные пластово-трещинные воды приурочены к песчаникам и конгломератам кузнецкой свиты. Водообильность пород слабая.

Зоны разрывных нарушений обладают водопроницаемостью, коэффициент фильтрации на отдельных участках составляет 20 м/сутки.

Подземные воды коренных пород относятся к гидрокарбонатно-кальциево-натриевому типу. Характеризуются наличием агрессивной углекислоты от 7,03 - 46,28 мг/л, преимущественно, слабокислые, реже с нейтральной реакцией.

При содержании агрессивной углекислоты 46,28 мг/л воды агрессивны, при 7,03 мг/л практически безвредны.

Подземные воды обладают выщелачивающей агрессивностью.

На поле шахты Томусинская 5-6" прогнозируемый водоприток в горные выработки составит:

- нормальный - 500 м3/ час;

- максимальный - 750 м3/ час.

2.1.5 Газоносность шахтного поля

Участок в пределах которого проектируется шахта «Томусинская 5-6» отнесен к сверхкатегорным по газу метану. Природная газоносность пластов, составляющая на горизонте +260 м 2,5-5 м3 /т, резко возрастает к горизонту +160 м до 10-12 м3 /т, а на горизонте -40 м достигает 20-22 м3 /т. Все пласты отнесены к угрожаемым по горным ударам с глубины 150 м и к угрожаемым по внезапным выбросам угля и газа с глубины 340 м. Угли всех пластов склонны к самовозгоранию. Согласно заключению РОСНИИГД угли пластов первоочередной отработки III, IV, V и IV-V отнесены к группе весьма склонных к самовозгоранию.

Угольная пыль взрывоопасна, вмещающие породы силикозоопасны.

2.2 Границы и запасы шахтного поля

Поле шахты "Томусинская 5-6" выделяется в границах, определенных условиями лицензии КЕМ 11043- переоформлена.

- на юго-западе и западе - барьерный целик с щахтой им. В.И. Ленина;

- на юго-востоке - выход пласта XVII под наносы (бывшая граница шахты им. Шевякова), далее по почве пласта XVII с поверхности до пересечения с гор.+260 м, по гор.+260 м до пересечения с почвой пласта VI, по почве пласта VI до пересечения с нижней границей участка;

- на северо-востоке - вертикальная плоскость в районе Х разведочной линии;

нижняя граница шахтного поля проходит по почве пласта XVII с поверхности до пересечения с гор.+260,0 м, гор.+260,0 м до пересечения с почвой пласта VI, почва пласта VI до пересечения с плоскостями, проходящими через угловые точки 43 , 51, 52, 52', 53', 12', Е, Д и Г.

По состоянию на 01.01.96 (на момент прекращения добычи и начала ликвидации шахты им. Шевякова) балансовые запасы угля категорий а+в+с| на шахтном поле составляли 279920 тыс. т.

В соответствии с решениями утвержденного ТЭО ликвидации шахты им. Шевякова в 1996 году геолого- маркшейдерской службой шахты были списаны балансовые запасы в количестве 42288 тыс. тонн. Также было принято решение о передаче оставшихся запасов угля в количестве 237632 тыс. т (балансовые) и 1175 тыс. т (забалансовые) по пластам от III до XVII в границах по простеранию от р. л. IX-X (на северо-востоке) до барьерного целика с шахтой им. Ленина (на юго-западе) и падению от гор. +260 м до гор. ±0 м (за исключением аварийного участка по пл. III) Комитету природных ресурсов по Кемеровской области для дальнейшего распоряжения и учета в группе резерва участков подгруппы "б" (резерв для реконструкции шахт).

В границах поля шахты 'Томусинская 5-6" выделяются 11 рабочих угольных пластов различной мощности и выдержанности, а с учетом расщепления трех пластов, общее количество рабочих пластов достигает 17. Для первоочередной отработки подземным способом рекомендуются наиболее мощные угольные пласты III, IV, V, IV-V и VI.

строительство шахта геологический механизация



3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Проектная мощность шахты «Томусинская 5-6»

Ориентировочно проектную мощность шахты можно определить.

(1)

Где А_шг- проектная годовая мощность шахты, тыс/тонн;

q- относительная газообильность шахты ;

n- число рабочих дней в году.

А_ф- суточная фактическая добычи шахты ;

тыс. тонн/год

Годовая мощность шахты по горным возможностям определяется по формуле2, с.8

(2)

Где К_О.З. выход угля из очистных забоев;

G средний объёмный вес угля, т/м³;

С коэффициент извлечения угля;

Н_Д длина действующей линии очистных забоев, м;

V_ГОД годовая скорость подвигания очистных забоев, м/год.

Проектную мощность определяем по формуле Малкина:

; (3)

Где: коэффициент, учитывающий влияние числа угольных пластов в шахтном поле n_пл и принятым к одновременной разработке n_пл.о.р.

_{; (4)}

К_ноз.- Коэффициент, учитывающий влияние нагрузки на очистной забой на уровень проектной мощности шахты.

; (5)

Где: - коэффициент, отражающий степень влияния средней нагрузки на единичный забой на годовую мощность шахты, =0,0016;

А_о.з.м.- месячная нагрузка на забой, для Кузбасса А_о.з.м.2000 т/мес.;

m_ср- средняя мощность угольных пластов в шахтном поле, м. ;

m_pi- мощность i - го пласта, принятого к разработке, м.;

Z- промышленные запасы, тыс. т.;

m_ар-мощность всех пластов принятых к одновременной разработке, м;

m_сум- мощность всех рабочих пластов в шахтном поле, м.

; (6)



К_гл - коэффициент учитывающий влияние глубины разработки и угла падения угольных пластов,

; (7)

где Н_{в. г}- глубина верхней границы шахтного поле, м;

Н_н.г- глубина нижней границы шахтного поля, м.

Месячная нагрузка на очистной забой

; (8)

Где: l_c - длина лавы;

- скорость подвигания очистного забоя;

С - коэффициент извлечения угля 0,92;

N - число рабочих дней в месяц 25,4.

Принимаем проектную годовую мощность шахты равной 1200 тыс. тонн/год.

3.2 Срок службы шахты

Т_n=Т_p+t₁+t₂ (9)

Где: t₁ - срок освоения годовой проектной мощности.

По нормам технологического проектирования срок освоения шахты при мощности до 1,7 млн. т. в год d=2 года. Если больше, то не более 3 лет.

Т_р - расчётный срок службы шахты.

t₂ - срок затухания добычи угля. По нормам технологического проектирования он принимается не более 20% от общего срока службы шахты.

(10)

Где: А_Г - годовая мощность шахты.

Срок службы шахты принимаем 70 лет, с учетом того, что мощность шахты будет увеличена.

3.3 Определение длины очистного забоя проверка его по фактору проветривания

Длина очистного забоя является одним из основных параметров системы разработки, влияющих на технико-экономические показатели не только выемочного участка, но ивсей шахты.

Длина очистных забоев, оборудованных механизированными комплексами, определяется в основном их конструктивными параметрами и строительной длиной поставляемого заводом изготовителем механизированного комплекса. Однако, во многих случаях оптимальная длина, зависящая от конкретных условий, не всегдо совпалает с длиной комплексов в поставке.

Прмнимаем длину лавы 192м.

Длину очистного забоя проверяем по газовому фактору:

(11),

где S_л-площадь сечения забоя при минимальной ширине призабойного пространства; К_в.п.-коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству; К_д-коэффициент естественной дегазации пластав период отсутствия очистных работ; r- ширина захвата комбайна; m- мощность отрабатываемого пласта;

Длина лавы проходит по газовому фактору.

3.4 Нагрузка на очистной забой

Суточная нагрузка на очистной забой с учетом горнотехнических факторов составит:

(12)

где А_сут.н.- нормативная суточная нагрузка на очистной забой; Т-время вработы очистном забое за сутки; Т_ц-время затрачиваемое на цикл;

А_ц=L_л*m*r*y*c, ( 13 )

Где с- коэффициент извлечения угля из забоя,

А_ц=192*3,2*0,8*1,3*0,97=620 т,

Т=(t_см-t_п.з.)*N_см , ( 14 )

где t_см- продолжительность добычной смены; t_п.з- продолжительность подготовительно заключительных операций; N- количество добычных смен в сутки,

Т-(360-40)*3=960 мин.

(15)

где V_п-рабочая скорость подачи комбайна, м/мин; V_к- скорость холостого хода комбайна; t_в- суммарпное время на вспомогательные операции цикла отнесенные к 1 м длины лавы; К_о-коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых; К_к- коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции;

(16)

где N_уст- устойчивая мощность двигателя комбайна; Н_w=0,15+0,0025*А- удельные энергозатраты на выемку угля; А- сопротивляемость угля резанию;

N_уст=0,85*635=540 кВт,

Н_w=0,15+0,0025*160=0,55 кВт ч/т

Проверяем полученную нагрузку по газовому фактору:

(17)

Суточная нагрузка проходит по газовому фактору.

При известной суточной добыче и относительной газообильности пласта определяем абсолютную газообильность очистного забоя:

(18)

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет:

(19)

Принимаем нагрузку на очистной забой 3500 т/сут.

3.5 Расчет действующей линии очистного забоя

(20)

(21)

где N-количество рабочих дней в году;

Длина резервной линии очистных забоев:

Н_рез=Н_д(1-К_д), (22)

(23)

Н_рез=212*(1-0,93)=15 м,

Производственная мощность шахты может быть скорректирована увеличением очистных забоев и при двух очистных забоях составит 2,4 млн тонн.

3.6 Вскрытие и подготовка шахтного поля

Руководствуясь геологической характеристикой поля шахты «Томусинская 5-6» и существующими техническими направлениями, можно применить 2 варианта вскрытия шахтного поля:

Вариант №1

Вскрытие шахтного поля принято проведением двух штолен по горизонту +260м. до пересечения с пластом III: главной и вспомогательной, конвейерным углевыдающим уклоном и вентиляционным стволом, диагональным конвейерным квершлагом.

Вариант №2.

Вскрытие шахтного поля принято проведением трех наклонных стволов и трех наклонных квершлагов.

Другие варианты не только экономически нецелесообразны, но и технически не выполнимы. С южной стороны поверхность деформирована навалами открытых работ. С востока расположено шахтное поле ЗАО «Углекоп», с запада- поле шахты имени Ленина. Вскрытие поля с севера невозможно без пересечения лицензионных границ участка «Поле шахты №2» ЗАО «Шахта Распадская» по любому варианту. Кроме того сложность рельефа и застроенность жилыми домами лога Широкого не допускают строительство подъездных путей ж.д. путей.

Расчет затрат по вариатам сведен в таблицу 3

Таблица 3

Расчет затрат по вариантам вскрытия шахтного поля.

№	Объект строительства	Коли- чество	Сечение	Объём работ	Стоимость
				на 1 объект	Всего	Единицы,	Общая
			М2	м	м	тыс.руб.	млн.руб.
1	2	3	4	5	6	7	8
Вариант №1
1	Главная штольня	1	11,3	2200	2200	22	48,4
2	Вспомогательная штольня	1	11,3	2200	2200	22	48,4
3	Углевыдающий уклон	1	17	150	150	20	3
4	Диагональный конвейерный квершлаг	1	17	300	300	19	5,7
5	Вентиляционный полевой штрек	1	17	125	125	18	2,25
6	Наклонный вентиляционный ствол	1	22	840	840	22	18,48
7	Неучтённые работы (10%)						12,6
8	Итого						126,23
Вариант №2
1	2	3	4	5	6	7	8
1	Наклонный вентиляционный ствол	1	22	840	840	22	18,48
2	Наклонный вентиляционный квершлаг	1	16,4	200	20	19	0,38
3	Наклонный конвейерный ствол	1	22	840	840	22	18,48
4	Наклонный конвейерный квершлаг	1	16,4	200	20	19	0,38
5	Наклонный вспомогательный ствол	1	22	840	840	22	18,48
6	Наклонный путевой квершлаг	1	16,4	200	20	19	0,38
7	Неучтённые работы (10%)						20,0
8	Итого						56,58

Анализ результата объёмов горных работ показывает, что вариант №2 требует меньших капитальных затрат. Поэтому для дальнейшего проектирования выбираем более экономически выгодный вариант №2.

Вскрытие шахтного поля осуществляется проходкой трех наклонных стволов: вентиляционного, конвейерного и вспомогательного. С каждого ствола на пласт проводится наклонный квершлаг.

Схема подготовки принята односторонней панелью с размерами выемочных полей от 600 до 2500 м.

Способ подготовки - пластовый. Подготовка по пласту предусматривается осуществлять тремя фланговыми бремсбергами:

- путевой, служащий для транспортировки материалов, оборудования, перевозки людей и выдачи исходящей струи воздуха. Бремсберг проводится в кровле пласта, форма сечения арочная, крепление - сталеполимерные анкера;

- конвейерный, служащий для транспортирования горной массы и выдачи исходящей струи воздуха. Бремсберг проводится по почве пласта, форма сечения арочная, крепление металлическая арка;

- вентиляционный, служащий для подачи свежего воздуха в шахту. Бремсберг проводится в кровле пласта, форма сечения прямоугольная, крепление - сталеполимерные анкера.

Площадь сечения бремсбергов 16 м² в свету.

Порядок отработки выемочных полей - обратный.

Проектом принимается слоевая система разработки длинными наклонными слоями по простиранию по схеме «слой-пласт» с полным обрушением кровли.

3.7 Горно-капитальные работы

3.7.1 Проведение наклонного вентиляционного ствола

Наклонный вентиляционный ствол предназначен для подачи свежей воздушной струи в шахту. Проходится под углом 10° к горизонту по породам крепостью от 5 до 12 по шкале проф. Протодьяконова сечением 30,6 м в проходке и 30,0 м в свету. В качестве крепления ствола используется анкерная крепь согласно проекту ОАО «Куз-бассгипрошахт» со следующими характеристиками:

- ширина выработки в проходке, м 6,0

- высота выработки в проходке, м 5,44

- диаметр стержня анкера, мм 24

- сталь стержня анкера ст5

- диаметр скважины, мм 30

- диаметр ампулы, мм 24

- длина ампулы, мм 350

- количество анкеров в кровлю выработки, шт 6

- длина анкеров в кровлю выработки, мм 2400

- длина скважины в кровлю выработки, мм 2250

- количество ампул для анкера в кровлю, шт 2

- длина закрепления анкера в кровлю, мм 1110

- подхват в кровлю выработки двутавр №12

- длина подхвата, мм 6000

- количество анкеров в борта выработки, шт 6

- длина анкеров в борта выработки, мм 1200

- длина скважины борта выработки, мм 1050

- количество ампул для анкера в борта, шт 1

- длина закрепления анкера в борта, мм 555

- подхват в борта выработки двутавр №12 - 2 шт

- длина подхвата, мм 3000

- расстояние между рядами анкеров, мм 700

3.7.2 Выбор и обоснование способа проведения выработки. Выбор средств механизации

Наклонный вентиляционный ствол проходится по породам с крепостью до f = 12 по шкале Потодьяконова, с углом наклона 10° к горизонту. Исходя из этого, проектом принимается буровзрывной способ проведения горной выработки с использованием средств механизации, имеющихся в распоряжении исполнителя.

Проходку ствола осуществляют буровзрывным способом с погрузкой отбитой горной массы при помощи ковшовой погрузочной машины с боковой разгрузкой ковша в забойную дробилку для дополнительного измельчения породы с целью удобства её дальнейшей транспортировки ленточным конвейером на гора.

Для ведения БВР и установки анкерной крепи проектом предусматривается бурильная установка ВТR 1-PS 386 К-НLK с гидравлическим перфоратором СОР 1432.

Техническая характеристика бурильной установки ВТR 1-PS 386 К-НLK. Тип бурового манипулятора 1 х ВТ 200-130 Тип перфоратора СОР 1432 Усилие подачи, Н 10000 Техническая производительность, м/мин 8,5 Ход молотка, мм 2590 Длина буровой штанги, мм 2860 Полезная глубина бурения, мм 2480 Мощность электродвигателя, кВт 1 х 50

Габаритные размеры, мм

Тип ходовой части гусеничный

длина 11000

ширина 1500

высота 2600

Масса, кг 19000

Бурильная установка ВТR 1 предназначена для бурения шпуров и скважин для ведения буровзрывных работ и установки анкерной крепи и снабжена буровым манипулятором, податчиком и корзиной. В качестве боковой опоры при бурении перед ходовой частью предусмотрено гидравлическое опорное приспособление, которое предупреждает поднятие бурильной установки.

Для погрузки отбитой горной массы применяется ковшовая погрузочная машина К 312.

Техническая характеристика ковшовой погрузочной машины К 312

Общие данные

Техническая производительность, м^э/ мин 1-1,5

Вместимость ковша, м³ 1-1,2

Масса, кг 12500

Погрузочный орган

Длина выдвижения стрелы, мм 900

Наибольшая высота загрузки, мм 1850

Наибольшая высота погрузчика при

поднятой и выдвинутой стреле, мм 3900

Максимальное опускание кромки ковша

ниже уровня почвы, мм 550

Ширина ковша, мм 1560

Угол поворота стрелы в плане от

продольной оси, град ±20

Ходовая часть

Тип гусеничный

Тип привода гидравлический независимый

на каждую гусеницу

Тип гидромотора А6 VSSНА1

Количество, шт 2

Электрооборудование

Напряжение питающей сети, В 650

Установленная мощность, кВт 55

Гидросистема

Тип насоса А8V55Dr

Количество, шт 2

Максимальное давление, бар, 180

Тип применяемой жидкости специальная негорючая

или минеральное масло

Погрузка горной массы производится в забойную дробилку. После дополнительного измельчения порода перегружается на ленточный конвейер КЛКТ-100, по которому выдаётся на гора.

Таблица

Техническая характеристика ленточного конвейера КЛКТ-100

Скорость движения ленты, м/с	3,0
Производительность	780
Номинальная ширина ленты, мм	1000
Максимально возможная длина конвейера, м	1000
Допустимый угол наклона выработки, град	от -3 до +15
Мощность привода, кВт	2 x 75
Тип ленты	резинотканевая 2ШТС
Номинальный диаметр роликов, мм	114
Телескопичность без выброса ленты, м	50
Максимальная масса конвейера, кг	62600



Доставка материалов в забой осуществляется по подвесной монорельсовой дороге. Привод подвижного состава монорельсовой дороги осуществляется дизелевозом LSP -70DO.

3.7.3 Паспорт буровзрывных работ

Исходные данные

Площадь сечения выработки в проходке S = 30,6 м

Тип пород - песчаник с прочностью f= 12 (трещиноватость средняя)

Тип ВВ - аммонит 6ЖВ (0 патрона = 36 мм, масса патрона =250 г)

Тип вруба - прямой

Определение рациональной глубины заходки

При использовании ВВ в патронах диаметром 36 мм и взрывании в породах средней трещиноватости оценка рациональной глубины шпуров производится из выражения

L = 2,9* ()

где S - сечение горной выработки в проходке, S = 30,6 м²;

e_ц - коэффициент относительной эффективности цилиндрического заряда, е_ц= 1,0.

L = 2,9* ()

С учетом корреляции принимаем L = 2,1 м.

Коэффициент использования шпуров определяется из выражения

(3)

где а - коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова, f =12;

(4)

При использовании прямого вруба удельный расход ВВ определяется из выражения

q = (5)

где q_н - нормальный удельный расход ВВ, кг/м³ , q_н = 1,03 кг/м³; f₁ - коэффициент структуры породы, f₁ = 1,0; S_вр - величина площади поперечного сечения части массива, разрушаемого в объемном режиме погружения, S_вр = 3,0; W - глубина отпальной воронки цилиндрического заряда.

W = d_зар * (8)

d_зар - диаметр цилиндрического заряда, d_зар = 0,036 м; - плотность ВВ в патроне, =1,2*10³ кг/м³ ;

W = 3,6 *10^-2* (9)

К_ф - коэффициент учета влияния кривизны фронта отбойки массива;

К_ф = 1+

q =

Количество шпуров определяется из выражения

N =

Где l_н - длина заряженной части шпуров, определяется из выражения

l_н =

N=

Расчетный расход ВВ на цикл равен

Q_р=q*S*L*=2,72*30,6*2,1*0,94=164,2кг

Распределение ВВ по шпурам производится на основании средней величины заряда на один шпур, значение которого определяем из выражения

q_ш = (5 патронов ВВ).

Во врубовых шпурах заряд принимается на 20% больше среднего, а в оконтуривающих -- на 20% меньше среднего. Следовательно, во врубовых шпурах величина заряда принимается 1,5 кг (6 патронов ВВ), а в оконтуривающих - 1,0 кг (4 патрона ВВ).

Скорректированный расход ВВ на цикл равен

Q_кор = 1,5*N_вр+1,25*(N - N_вр - N_ок)+1,0*N_ok,

где N_вр - количество врубовых шпуров, N_вр = 9 шт.; N_ok, - количество оконтуривающих шпуров, N_ok, ⁼ 29 шт.

Q_кор =1,5*9+1,25*(144 - 9 - 29)+1,0*29=175 кг

Скорректированный удельный расход ВВ определяется из выражения

q_кор = кг/м³

Расход ВВ на 1 м выработки:

Q_м = кг

Расчет взрывной сети приведен в таблице

Таблица 2.1

Показатели по шпурам

Номера шпуров или групп шпуров	Длина шпуров, м	Величина заряда каждого шпура, кг	Электродетонаторы	Длина внутренней забойки, м
			Тип	Замедление, мс	Кол-во, шт
1-9	2,25	1,5	ЭДКЗ -ОП	0	9	1,16
10-13	2,15	1,25	ЭДКЗ -ОП	0	4	1,225
14-28	2,15	1,25	ЭДКЗ-1П	25	15	1,225
29-50	2,15	1,25	ЭДКЗ-2П	50	22	1,225
51-78	2,15	1,25	ЭДКЗ -3П	75	28	1,225
79-114	2,15	1,25	ЭДКЗ-4П	100	36	1,225
115	2.15	1,25	ЭДКЗ-5П	125	1	1,22?
116-144	2,15	1,0	ЭДКЗ-5П	125	29	1,39



Затраты времени на выполнение взрывных работ составляют:

- заряжание шпуров - 81 мин (при условии выполнения операции звеном в составе 5 человек);

- монтаж сети, измерение сопротивления и взрывание - 35 мин;

- проветривание забоя - 30 мин;

- приведение забоя в безопасное состояние - 10 мин.

Итого: 2ч 36 мин.

При производстве взрывных работ в условиях, опасных по газу и пыли (при пересечении стволом пласта угля), необходимо применение водораспылительной завесы.

Таблица 2.3

Технические показатели по водораспылительной завесе

Наименование показателя	Кол-во
Расход воды, л	240
Количество сосудов, шт : ёмкостью 20 л	3
ёмкостью 30 л	6
Тип ВВ	Ионит
Расход электродетонаторов, шт	9
Расход ВВ, кг	1,8

Таблица 2.4

Технико-экономические показатели на цикл БВР

Наименование показателя	Кол-во
Площадь сечения выработки вчерне, м2	30,6
Коэффициент крепости пород,	12
ТипВВ: на забой	Аммонит 6ЖВ
на водораспыление	Ионит
Расход ВВ на цикл: всего, кг	176,8
на забой, кг	175,0
на водораспыление, кг	1,8
Расход электродетонаторов всего, шт	153
на забой, шт	144
на водораспыление, шт	9
Количество шпуров, шт	144
Объём бурения, м	310,5
Тип забойки Песчано-глинистая смесь, гидроампулы
Расход забойки: песчано-глинистой смеси, м3	0,19
гидроампул, шт	144
Коэффициент использования шпуров (КИШ)	0,94
Глубина шпуров врубовых, м	2,25
остальных, м	2,15
Подвигание забоя, м	2,0
Выход горной массы, м3	61,2
Удельный расход ВВ, кг/м3	2,9
Удельный расход электродетонаторов, шт/м3	2,5
Удельный расход бурения, м/м3	5,07
Выход горной массы с учётом Кразрыкления= 2,0, м3	122,4

3.7.4 Расчет производительности буровой техники и времени на обуривание забоя

Производительность бурения бурильной установкой ВTR 1-PS 386 К-HLK зависит от крепости пород и механической скорости бурения и определяется из выражения

Q_бу =

где n_бм - число бурильных машин на установке, n_бм = 1; _б - коэффициент одновременности работы машин, _б = 1; К_н - коэффициент надёжности буровой установки, К_н= 0,95; -- средняя продолжительность вспомогательных работ отнесённая к 1 м шпура, = 2 мин; V_мб - механическая скорость бурения, V_мб =8,5 м/мин.

Q_бу = м/мин = 27,0 м/ч.



Продолжительность обуривания забоя определяется из выражения

t_б = ,

где Q_б - объём бурения шпуров на цикл, Q_б = 310,5 м; t_разм - время на разметку шпуров, t_разм = 0,5 ч.

t_б =

Следовательно, при бурении одной бурильной установкой ВТR 1-РS 386 К-HLK на обуривание забоя на один цикл необходимо 12 ч 00 мин.

3.7.5 Проветривание при проведении ствола

Исходные данные

Категория шахты по метану	сверхкатегорная
Способ проведения ствола	буровзрывной, полным сечением
Длина выработки, м	840
Площадь сечения ствола в свету, м2	30
Площадь сечения ствола в проходке, м2	30,6
Уход за цикл, м	2,0
Численность одновременно находящихся
в стволе людей, чел	5
Ожидаемое выделение метана, м3/ мин	0
Ожидаемый водоприток, м3/ ч	7,0
Диаметр вентиляционных труб, мм	1000
Общая длина трубопровода, м	840
Вентиляционный став	комбинированный
Металлический став
Длина става, м	300
Длина звена, м	3
Колено под углом 450 , шт	1
Гибкий став:
Длина става, м	540
Длина звена, м	60
Количество одновременно взрываемых ВВ	расчет
Техническая характеристика вентилятора ВМЭ-2-10
Номинальный диаметр, мм	1000
Производительность, м3/с	15
Полное давление, Па	4200
Максимальный полный КПД,%	65
Частота вращения, мин-1	1500
Мощность электродвигателя, кВт	110
Масса комплекта, кг	2000
Габариты (В x Ш), мм	1300 x 1100

Расчет расхода воздуха для проветривания ствола

А. Расчет расхода воздуха при взрывных работах

Q_зп =, м³/мин

где S_св = 30 м² - площадь сечения ствола в свету; Т = 30 мин - время проветривания; В - масса одновременно взрываемого ВВ, кг,

В = S_пр * l_w *g, кг,

где S_пр =30,6 м² - площадь сечения выработки в проходке; l_w = 2 м - уход забоя за цикл; g - удельный расход ВВ для наклонных выработок на 1 м³ породы в массиве, g = 1,18 кг/м³;

В = 30,6*2*1,18 = 72,2 кг;

J_вв = 40 л/кг - газовость ВВ по породе; К_обв = 0,6 - коэффициент обводненности; К_ут.тр. = 1,3 для жесткого трубопровода длиной 300 м

l_n заменяется l_max при протяженных выработках

l_max=12,5

Тогда

Q_зп = м³/c.

Б. Расчет расхода воздуха по наибольшему числу людей

Q_зп = 6 п, м³/ мин,

где n = 5 чел. - наибольшее количество людей в стволе;

Q_зп =6*5 = 30 м³/мин = 0,5 м³/с

В. Расчет расхода воздуха по минимальной скорости движения

Q_зп = 60 V_minS_св, м³/мин,

Где V_min = 0,25 м/с - минимальная скорость движения воздуха по ПБ пар. 205

Q_зп = 60*0,25*30 = 450 м³/мин = 7,5 м³/с

Г. Расчет расхода воздуха по тепловому фактору

Q_зп =20*V_max S_св, м³/мин,

где V_max = 0,75 м/с - максимальная скорость движения воздуха по ПБ пар. 205

Q_зп = 20*0,75*30 = 450 м³/мин = 7,5 м³/с

Для подачи в забой принимаем наибольший расход воздуха, то есть по расходу воздуха по минимальной скорости движения и тепловому фактору,

Q_зп = 7,5 м³/с

Для выбора вентилятора определяем его производительность и напор:

Производительность:

(45)

Где Р_у- коэффициент утечек воздуха.

(46)

Где R_a- аэродинамическое сопротивление труб;

L- длина трубопровода;

d- диаметр вентиляционной трубы,м;

m- длина звена трубы, м;

R- коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости.

Напор:

; (47)

По расчётным параметрам выбираем вентилятор ВМЭ-2-10.

Для снижения шума от работы ВМЭ-2-10 к всасывающей стороне его присоединяют глушитель типа ГШ-8.

3.7.6 Общая организация водоотлива

Расчет водоотлива произведен с ожидаемым водопритоком в забой ствола до 7,0 м³/ ч. При поступлении воды в забой ствола более 7,0 м³/ ч принимаются технические решения исходя из фактического водопритока и технических возможностей принятых насосов.

Водоотлив при проходке ствола ведут в следующем порядке:

- первые 200 м ствола с помощью насоса 1В20-10-6/10, установленного на почве выработки, вода по прорезиненному ставу поступает в очистные сооружения шахты;

- заранее, до проходки 200 м, на ходовом отделении ствола (через 100- 130 м) устанавливают в горизонтальном положении металлический резервуар емкостью 3,6 м³ и насос ЦНС 38-220, а также производят монтаж трубопровода с запорной арматурой;

- после проходки ствола на длину 200 м переходят на двухстадийный водоотлив;

- забойным насосом воду (по мере накопления) откачивают в резервуар, а из резервуара насосом ЦНС 38-220 перекачивают в водоотливную канавку на поверхности;

- при проходке следующих 200 м ствола металлический резервуар и насос ЦНС 38-220 передвигают на новое место. Шаг передвижки - от 180 до 200 м.

На поверхности шахты должны находиться два резервных насоса (один 1В20-10-6/10 и один ЦНС 38-220). Дежурные электрослесари смен обслуживают насосы согласно техническим паспортам заводов-изготовителей, но с обязательной заливкой чистой водой рабочих камер насосов перед включением. Управление насосами осуществляют от пусковых кнопок, расположенных на борту выработки.

3.7.7 Погрузка породы. Расчет производительности погрузочной техники

Погрузка породы производится погрузочной машиной К 312 с боковой разгрузкой ковша. Основным достоинством машин с боковой разгрузкой ковша является хорошая совместимость с различными транспортными средствами и высокая производительность за счёт сокращения времени цикла черпания.

Производительность погрузки породы. Время погрузки породы t_п условно разделяют на время погрузки породы первой фазы t_п1 и второй фазы t_п2

t_п = t_п1 + t_п2

В первой фазе погрузку породы производят погрузочной машиной без применения ручной подкидки. В это время грузят основной (от 85 до 90%) объем породы.

Время погрузки породы в первой фазе учитывает время непосредственно погрузки, т.е. время работы машины, определяемое из выражения

t_п1 =,

где - коэффициент, учитывающий проведение подготовительных и заключительных работ, возведение временной крепи, ремонт и смазку машины другие простои машины = 1,2; - доля объема породы первой фазы, =0,9; V- объём взорванной породы в массиве, V = 61,2 м³; К_р - коэффициент разрыхления породы, К_р = 2,0; Q_т.п.м - техническая производительность тогрузочной машины, Q_т.п.м = 1,3 м³/ мин.

t_п1 =,