Расширение филиала "Шахта "Осинниковская" за счет ввода в отработку запасов филиала "Шахта "Тайжина"

Расширение филиала "Шахта "Осинниковская" за счет ввода в отработку запасов филиала "Шахта "Тайжина"

где nц – количество циклов в сутки.

Lмес =1*9*30=270м/мес.

Для распределения членов бригады по сменам, определим трудоемкость работ в рабочую и ремонтную смены. В рабочую смену будут выполняться следующие процессы:

1)                проведение выработки Т=0.18 чел./см.;

2)                крепление выработки Т=0.82 чел./см.;

3)                наращивание вентиляционной трубы Т=0.007 чел./см.

Суммарная трудоемкость рабочих смен составит =9.063 чел./см. принимаем в рабочие смены =9 человек.

Коэффициент перевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:

==1.007 (22)

В ремонтную смену будут выполняться следующие процессы:

1) пропитка угля в массиве Т=0.09 чел./см.;

2) перетяжка бортов Т=0.66 чел./см.;

3) наращивание ПОТ Т=0.07 чел./см.;

4) наращивание труб. сжатого воздуха Т=0.07 чел./см.;

5) монтаж монорельсового пути Т=0.1 чел./см.;

6) наращивание ленточного конвейера Т=0.07 чел./см.

Суммарная трудоемкость ремонтной смены составит =9.54 чел./см. принимаем в ремонтную смену =9 человек.

Коэффициент перевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:

==1.06 (23)

Принимаем явочный состав проходческой бригады Nяв.=18 человек.

Списочный состав рабочих проходческой бригады:

Nсп.=Nяв.*Ксп.с, чел., (24)

где Ксп.с- коэффициент списочного состава;

Ксп.с=, (25)

где - количество рабочих дней в году;

- количество праздничных дней в году;

- количество выходных дней в году;

- количество дней отпуска в году;

- коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам.

Ксп.с==1.6

Nсп.=18*1.6=28чел.

Суточный состав звена электрослесарей:

Nяв.эл.сл.=Nдеж.+Nрем., чел., (26)

где Nдеж.- количество дежурных электрослесарей в каждую рабочую смену, чел.;

Nрем.- количество электрослесарей в ремонтно-подготовительную смену, чел.;

Nяв. эл.сл.=3+3=6чел.

Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.

Явочный состав рабочих по проходческой бригаде составит:

Nяв.бр.=Nяв.прох+Nяв.эл.сл.+Nяв.грп, чел., (27)

Nяв.бр.=18 +6+4=28 чел.

Списочный состав проходческой бригады составит:

Nсп.бр.=Nяв.бр.*Ксп.с=28*1.6=44 чел. (28)

Производительность труда проходчиков и МГВМ на смену:

Ппрох===0.5 м/см. (29)

Производительность труда проходчиков и МГВМ за месяц:

Пмес.===9.64 м/мес. (30)

Производительность труда рабочего подготовительного забоя на выход:

Пр.вых=0.32 м/вых. (31)

Производительность труда рабочего подготовительного забоя за месяц:

Пр.мес.=6.14 м/мес. (32)

3.2.7 Организация работ проходческого цикла

Проходческое звено состоит: из трех человек – двух проходчиков и одного МГВМ.

В начале смены производится прием – сдача смены, при этом осматриваются забой, оборудование, обращается особое внимание на соблюдение паспорта крепления и требований ПБ. После проверки устраняются все неисправности, и звено приступает к выполнению проходческого цикла.

МГВМ подготавливает комбайн П-110-01, проходчики готовят бурильные станки к работе. Далее МГВМ производит выемку и погрузку горной массы, один проходчик следит и подчищает место перегруза комбайна на перегружатель, третий проходчик готовит крепежный материал. После отбойки горной массы проходчики и МГВМ приступают к креплению забоя. Вентиляционная труба наращивается по мере отставания. В ремонтную смену три проходчика производят пропитку угля в массиве, далее переходят к наращиванию пожарно-оросительного трубопровода, трубопровода сжатого воздуха. Еще два проходчика производят монтаж монорельсового пути и наращивание ленточного конвейера. Три проходчика занимаются анкерованием и перетяжкой бортов, потом к ним присоединяются еще два. Два МГВМ занимаются ревизией и обслуживанием комбайна.

3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ

Рассчитывается продолжительность выполнения каждого процесса цикла.

, мин,( 33 )

где tсм – продолжительность смены, мин;

nчел – количество человек выполняющих процесс;

ni – трудоемкость каждого процесса, чел./смен;

1)     прием, сдача смены: tп.с.=5 мин;

2) выемка горной массы:

=32 минуты,

3) крепление выработки:

=92 минуты,

Пока два человека занимались проведением выработки, третий проходчик готовил крепежный материал, тем самым снизив продолжительность процесса крепления на 9 минут.

4) наращивание вент. труб:

=1.2*3=4 минуты,

5)пропитка угля в массиве:

=14*9=126 минут,

6) наращивание ПОТ:

=10.5*9=95 минут,

7) наращивание труб. сжатого воздуха:

=10.5*9=95 минут,

8) монтаж монорельсового пути:

=17*9=153 минут,

9) наращивание ленточного конвейера:

=10.5*9=95 минут,

10) перетяжка бортов:

=50*9=450минут,

После окончания работ по наращиванию ленточного конвейера и монтажу монорельсового пути, два проходчика переходят в помощь еще трем проходчикам выполняющим работы по перетяжке бортов, тем самым снижая время выполнения этой работы на 90 минут. Принимаем  =360 минут.

11) неучтенные работы:

=5*9=45 минут,

3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое

1.                К работе по возведению временной, постоянной анкерной крепи допускаются рабочие, ознакомленные с паспортом на проведение и крепление выработки под роспись.

2.Оборка груди забоя, кровли и бортов выработки производится оборочной пикой под защитой постоянной крепи. Бурение скважин, установка в скважины анкеров производится под защитой временной крепи.

3.                Скважины под установку анкеров следует бурить с применением противопылевых респираторов.

Запрещается: подвешивать к элементам анкерной крепи выработки подъемно-транспортные машины и механизмы, а также другое оборудование, создающего динамические и вибрационные нагрузки (лебедки, монорельс, подвесные канатные дороги, подвесные ленточные конвейеры, вентиляторы местного проветривания). Для установки перечисленного оборудования и механизмов необходимо устанавливать дополнительную анкерную крепь.

Контроль качества, установленной в забое анкерной крепи, осуществляется визуально и ключом КДМ, лицами участкового надзора не реже одного раза в месяц.

Бурение скважин в кровле выработки под установку анкеров производится по веерной схеме от центра выработки с увеличением угла их наклона к бокам выработки.

Отставание става вентиляционных труб от груди забоя не должно превышать 8 метров, отставание датчика контроля скорости (расхода) воздуха не должно превышать 10 – 15 метров.

Наращивание вентиляционного става и переноска датчика ДСВ производится в присутствии горного мастера при включённом вентиляторе местного проветривания.

Наращивание противопожарного става ППС производится в ремонтную смену под руководством горного мастера при снятом напряжении с забойным механизмов и отключения давления воды в ППС.

3.3 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистном забое

3.3.1 Горно-геологическая характеристика пласта Е-5 и вмещающих пород в лаве

Пласт Е-5 имеет сложное строение и представлен двумя угольными пачками. Общая мощность пласта 2.60-3.0 м (3.0 м), мощность чистых угольных пачек – 2.59 м., вынимаемая мощность – 3.0 м., породный прослой составляет 0.16 м. Кливаж угля развит в двух направлениях: Аз. падения 10º под углом 80º и Аз. падения 115º под углом 75º. В стратиграфическом разрезе пласт Е-5 залегает в 50 м ниже пласта Е-6 и в 26 м над пластом Е-4.

Уголь пласта относится к марке Ж (группа 2Ж).

Качественные показатели пласта Е-5:

1. Общепластовая зольность, %22.1

2. Эксплуатационная зольность, %26.2

3. Зольность чистых угольных пачек, % 7.8

4. Содержание влаги, % 2.5

5. Выход летучих веществ, %31.0

6. Пластометрические показатели, мм Х = 1, Y = 34

Повсеместно ожидается включение «колчеданов» карбонатного состава f=6-8, объемный вес – 2.45 т/м3. Колчеданы – до 5% , приурочены в основном к припочвенной части пласта.

Сопротивление угля резанию 130 кг/см2. Природная газоносность пласта Е-5 составляет 15-16 м3/т. Пласт с абсолютной отметки - 320 м угрожаемый по внезапным выбросам угля и газа, а с глубины 150 м. – угрожаемый по горным ударам, опасный по взрываемости угольной пыли. Уголь не склонен к самовозгоранию. Залегание пласта в пределах выемочного поля пологое, угол падения – 4-6º. Глубина отрабатываемой лавы 1-1-5-5 от поверхности 700 м.

Кровля пласта:

·                   ложная – 0.15-0.25 м сложена алевролитом мелкозернистым трещиноватым с включением углистого материала, весьма неустойчивая, склонна к обрушению вслед за выемкой угля. Допустимая площадь обрушения 5 м2, время обнажения до 5 минут. Коэффициент крепости породы по шкале профессора Протодьяконова составляет 3 -4;

·                   непосредственная – 5.0-5.5 м. – алевролит крупнозернистый, слоистый, средней устойчивости, в нижней части слоя (1,0-1,5 м.) имеет слабую устойчивость. Коэффициент крепости f = 3 - 4. Допустимая площадь обнажения 15-30 м2, время обнажения 30-45 минут. Кровля характеризуется по устойчивости – средняя, местами – неустойчивая.

·                   основная – 7.5-8.0 м. – песчаник темно-серый, слоистый, среднеустойчивый. Коэффициент крепости f=6-8 . Кровля труднообрушающаяся, зависающая, тяжелая по нагрузочным свойствам, по управляемости – от среднеуправляемой до трудноуправляемой.

Почва пласта сложена алевролитом мелкозернистым темно-серым, при намокании пласт склонен к пучению. Коэффициент крепости f=3-4. Сопротивление почвы на вдавливание составляет 4.5 МПа (45 кг/см2).

Гидрогеологические условия – благоприятные. Учитывая большую глубину разработки пласта и низкую обводненность вмещающих пород, прогнозный приток воды не превысит 3-5 м3/час, который можно ожидать в зоне тектонических разрывных нарушений. Связь угля с породами кровли и почвы слабая.

Гипсометрия пласта волнистая.

Опасные зоны:

1. Некачественно затампонированные геологоразведочные скважины №№ 1007 , 3844, 3885 , 3845. Пласт и вмещающие породы вблизи скважин обводнены, обладают пониженной устойчивостью за счет размокания. В опасной зоне возможно куполение кровли, повышенный отжим угля. При вскрытии ствола скважин возможно повышенное газовыделение, приток воды до 2.5 м3/час под давлением до 50 атм. с последующим постоянным притоком до 1-2 м3/час.

2. Зоны тектонических нарушений обусловлены наличием вблизи смесителей ослабленных, интенсивно трещиноватых вмещающих пород и угля.

3.3.2 Выбор системы разработки

Система разработки определяется порядком ведения очистных и подготовительных работ, увязанных во времени и пространстве выемочного поля,

Увязка во времени означает выполнение условий, при которых обеспечивается своевременная подготовка каждого нового очистного забоя к моменту полной доработки предыдущего, включая проведение всех подготовительных выработок, монтажные и профилактические работы.

Увязка в пространстве регламентирует такое взаимное расположение очистных и подготовительных забоев в пространстве выемочного поля, при котором оставшаяся до полного оконтуривания участка часть подготовительных выработок еще может быть проведена за оставшееся до окончания его работ время.

При выборе системы разработки необходимо обеспечить выполнение предъявленных к ним основных требований, к которым относятся такие требования, как безопасность работ, экономичность, обеспечение наибольшей возможности добычи угля при наименьших потерях полезного ископаемого.

Однако, немаловажное значение при выборе системы разработки играет учет горно-геологических, технологических и организационных особенностей. К ним принято относить такие факторы, как форма месторождения, глубина разработки, гипсометрия, угол падения пласта, механические свойства угля и вмещающих пород, газоносность и т. д.

На выбор системы разработки пласта Е-5 влияют такие факторы, как угол падения пласта, газоносность и нагрузка на лаву.

Исходя из горно-геологических условий залегания пласта Е-5, наиболее приемлемой является система разработки - длинные столбы по простиранию с выемкой угля в комплексно – механизированном забое. Способ управления кровлей – полное обрушение.

Данная система разработки позволяет:

1) полностью разделить подготовительные и очистные работы во времени и пространстве, что позволит эффективно использовать высокопроизводительную технику;

2) вести детальную разведку пласта в период подготовительных работ;

3) концентрировать нагрузку на очистной забой;

4) осуществлять комплекс мероприятий направленных на своевременную профилактическую подготовку пласта к выемке.

3.3.3 Вскрытие и подготовка выемочного участка

Вскрытие и подготовка выемочного участка произведено конвейерным и путевым уклонами, на фланге – фланговым уклоном. Выемочный столб оконтурен конвейерным и вентиляционным штреком, монтажной камерой.

3.3.4 Обоснование и выбор средств механизации очистных работ

Для обеспечения устойчивости и ритмичности работы шахты в целом, проектом предусматривается технологическая схема с применением механизированных комплексов, которые позволяют механизировать и совмещать во времени все основные операции технологического процесса в очистном забое.

В настоящее время целесообразнее применять механизированные комплексы третьего поколения, которые относятся к технике повышенного технического уровня. В их состав входят самозарубающиеся очистные комбайны с бесцепной системой подачи и конвейеры унифицированного ряда повышенной энерговооруженности. Эти комплексы применяются практически во всех условиях эксплуатации.

3.3.4.1 Выбор типа и типоразмера механизированной крепи

Тип механизированной крепи выбирается прежде всего исходя из соответствия ее технической характеристики и области применения горно-геологическим условиям эксплуатации на проектируемых к отработке пластах, выемочных полях и участках с учетом вынимаемой мощности и угла падения пласта, его газоносности, обводненности, состава и свойств пород кровли и почвы и др.

Условия применения механизированной крепи на шахте «Осинниковская» являются благоприятными, так как горно-геологические условия не накладывают никаких ограничений на применение механизированных комплексов.

Для условий залегания проектируемого участка шахтного поля наиболее оптимальным будет применение механизированной крепи поддерживающе-оградительного типа МКЮ 4.11/32, выбор которой исходит из фактической мощности пласта с учетом ее изменения в пределах выемочного поля.

Таблица №7 Техническая характеристика крепи МКЮ 4.11/32

3.3.4.2 Проверка крепи по проходному сечению

В силу того, что пласт Е-5 имеет относительную газообильность, составляющую 5.36 м3/т, необходимо сделать проверку возможности принятого типа крепи обеспечить необходимое по условиям проветривания проходного сечения рабочего пространства лавы.

После выбора требуемого типоразмера механизированной крепи необходимо в первую очередь провести ее проверку по фактору проветривания. Для этого необходимо сопоставить фактическую площадь сечения рабочего пространства данной крепи с полученной расчетным путем. При этом должно соблюдаться следующее условие:

 (34)

где: Sp- расчетная площадь сечения рабочего пространства крепи, м2;

Sф- фактическая площадь сечения рабочего пространства крепи, м2;

Кд- коэффициент естественной дегазации пласта;

qсн4- относительная газообильность пласта, м3/т;

Vд мах- максимальная допустимая скорость движения воздуха в очистном забое, м/с;

d- предельно допустимая концентрация метана в исходящей струе, %;

Кв.п.- коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству;

Qm= , м/мин.; (35)

где: М- мощность пласта, м;

r- ширина захвата комбайна, м;

- плотность угля, м3/т;

- возможная скорость подачи комбайна; м/мин.;

3*0.8*1.34*5=16.08м/мин.

=3.8 м2

3.8м2 < 6.48м2

Таким образом, выбранная крепь МКЮ 4.11/32 обеспечивает необходимое по условиям проветривания проходное сечение рабочего пространства лавы.

3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения

Для проектируемого выемочного участка принимаем индивидуальную крепь, состоящую из СВП-22 и стоек 17 ГВКУ.

3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера

Задача выбора типа выемочного комбайна сводится к анализу соответствия конструкции и параметров комбайна условиям применения их на данном пласте.

Для выемки угля в очистном забое принимаем комбайн К-500Ю, как наиболее энерговооруженный и способный обеспечить максимальную производительность в условиях пласта Е-5.

Таблица № 8 - Техническая характеристика комбайна K-500 Ю.

Тип забойного конвейера обычно регламентируется в составе комплекта оборудования принятого механизированного комплекса.

Для транспорта угля по лаве принимаем конвейер КСЮ-271.38.Л как наиболее подходящий по условиям проекта.

Таблица № 9 - Техническая характеристика конвейера КСЮ-271.38.Л

Определяем необходимую производительность конвейера, которая должна быть не менее теоретической производительности комбайна.

Qk=60*Qм*Кк*Кн*Кг*Ку, т/час (36)

где Qм- минутная машинная производительность комбайна, т/мин.;

Кг- коэффициент снижения производительности вследствие отказов,

Ку- коэффициент, учитывающий угол падения пласта и направление доставки по лаве,

Кк=, (37)

где - скорость цепи, м/с;

- скорость комбайна, м/с

Кк==1.09

Qк=60*6*1.09*1.51*1*0.85=503.6 т/час.

Конвейер КСЮ 271.38.Л имеет производительность 900 т/час. Следовательно, как показал проведенный расчет, выбранный конвейер обеспечивает производительность, необходимую для транспорта всего отбитого комбайном угля.

Определяем возможную максимальную длину конвейера Lк:

Lк= , м (38)

где Р=- тяговое усилие привода, Н

Р=,Н (39)

 N-суммарная мощность двигателей конвейера, кВт;

- КПД привода;

go- масса одного метра тягового органа, кг;

g- масса одного погонного метра транспортируемого материала;

- коэффициент сопротивления движению тягового органа;

В- угол наклона конвейера;

- коэффициент сопротивления движению угля;

Р==68850 Н

Lк==367 м

3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания

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

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

Ориентировочно длину очистного забоя определяем по формуле:

Lл=, м (40)

где - продолжительность смены, мин.;

- время на подготовительно-заключительные операции, мин.;

 - время на выполнение концевых операций, мин.;

- количество циклов в смену, цикл.;

- коэффициент готовности комбайна;

- возможная скорость подачи комбайна, м/мин.;

- маневровая скорость комбайна, м/мин.;

- время на замену одного зубка, мин.;

- площадь торца вынимаемой полосы, м2;

- расход зубков на 1м2 отбитого угля, шт/м2;

- удельные затраты времени на вспомогательные операции, мин.;

м2;

Lл= =204.7 м,

Принимаем длину лавы 200м.

Проверка длины очистного забоя по газовому фактору:

Lл=,м (41)

где - площадь сечения забоя при минимальной ширине призабойного пространства, м2;

- коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству;

 - коэффициент, естественной дегазации пласта в период отсутствия работ по выемке угля;

Lл==353 м

Таким образом, принимаем длину лавы 200м.

3.3.6 Нагрузка на очистной забой

Суточная нагрузка на очистной забой с учетом горнотехнических факторов составит:

Асут.=, т (42)

где - время затрачиваемое на цикл, мин.;

, мин. (43)

где - скорость холостого хода комбайна, м/мин.;

суммарное время на вспомогательные операции цикла, отнесенные на 1м длины лавы, мин.;

Ко- коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых;

Кк- коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции;

- рабочая скорость подачи комбайна, м/мин.;

, м/мин., (44)

где -устойчивая мощность двигателей комбайна, кВт;

Nуст=0,75*400=300 кВт

- удельные энергозатраты на выемку 1т угля, кВт*ч/т;

0,15+0,0025*А=0,15+0,0025*132=0,48кВт*ч/т,

А- сопротивляемость угля резанию, кН/м;

=5 м/мин.

=112мин.

- время работы в очистном забое за сутки, мин.;

Т=(tсм-tп.з.)*Nсм, мин. (45)

где tсм- продолжительность смены, мин.;

tп.з.- продолжительность подготовительно-заключительных операций в смену, мин.;

Nсм- количество смен по добыче угля в сутки, см.;

Т=(360-54)*3=882мин.

- количество угля с одного цикла, т;

Ац=Lл*m*r**c, т (46)

где с- коэффициент извлечения угля из забоя;

Ац=200*3*0,8*1,34*0,98=635.04т

Асут.==5001т/сут.

Проверяем полученную суточную нагрузку по газовому фактору:

Аг=,т/сут., (47)

где - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;

- коэффициент, учитывающий естественную дегазацию пласта в период отсутствия работ по выемке угля в лаве;

- коэффициент, неравномерности газовыделения;

Аг==5133 т/сут.

Таким образом, полученная суточная нагрузка проходит по газовому фактору.

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет:

, цикл., (48)

=7.87циклов.

Принимаем 7.5 циклов в сутки.

Скорректируем суточную нагрузку в зависимости от принятого количества циклов:

Асут=Ац*Nц=635.04*7.5=4763т/сут. (49)

Окончательно принимаем суточную нагрузку на очистной забой, равну 4763т/сут.

3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих и производительность труда

Для определения численности рабочих на выемочном участке, расчета и построения графика работ в очистном забое, а также определения производительности труда рабочих и других показателей по выемочному участку необходимо установить комплексную норму выработки, а для расчета себестоимости 1т угля по участку – комплексную расценку.

3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка

Индивидуальная норма выработки на одного рабочего устанавливается делением Нв.уст. на норму обслуживания Нобсл.:

Нв.уст.чел.===75 т (50)

Трудоемкость работ по выемке угля:

, чел./см., (51)

где Асм.- сменная добыча из очистного забоя, т/см.,

=21.17чел./см.

Трудоемкость работ по выемке угля приводится к одному циклу, для чего определяется коэффициент цикличности:

2.5цикла (52)

Трудоемкость выемки приведенная к одному циклу:

=8.5чел.см./цикл (53)

Трудоемкость по другим видам работ, входящих в очистной цикл определяется :

, чел./см., (54)

где V-объем работ по процессу,

Н- норма выработки на определенный вид работ, установленная по нормировочнику.

При расчете комплексной нормы выработки и расценки учитываются работы по ежесуточному техническому обслуживанию и ремонту оборудования, которые выполняются в ремонтно-подготовительную смену звеном ГРОЗ и МГВМ.

Таблица№ 10 - Расчет комплексной нормы выработки и расценки

Комплексная норма выработки составит:

, т (55)

где - суммарная трудоемкость цикла, чел./см.;

=156.1т/чел.см.

Сдельная комплексная расценка 1т угля составит:

, руб. (56)

где - суммарные затраты на цикл, руб.

=3.21 руб.

Численность очистной бригады определяем с учетом планируемого перевыполнения норм выработки. Явочное число рабочих в добычную смену принимаем ниже полученного по нормам выработки общего числа человекосмен.

, чел., (57)

где - коэффициент выполнения норм выработки;

30.2человек.

Принимаем в добычные смены 30 человек. В ремонтно-подготовительную смену принимаем Nяв.гроз рем.=10 человек и Nяв.мгвм рем.=2 чел. Итого явочный штат ГРОЗ и МГВМ составит 42 человека в сутки.

Списочный состав рабочих очистного забоя:

Nсп.=Nяв.*Ксп.с, чел., (58)

где Ксп.с- коэффициент списочного состава;

Ксп.с=, (59)

где - количество рабочих дней в году;

- количество праздничных дней в году;

- количество выходных дней в году;

- количество дней отпуска в году;

- коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам.

Ксп.с==1.6

Nсп.=42*1.6=67чел.

Суточный состав звена электрослесарей:

Nяв.эл.сл.=Nдеж.+Nрем., чел., (60)

где Nдеж.- количество дежурных электрослесарей в каждую добычную смену, чел.;

Nрем.- количество электрослесарей в ремонтно-подготовительную смену, чел.;

Nяв. эл.сл.=3+5=8чел.

Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.

Явочный состав рабочих по выемочному участку составит:

Nяв.уч.=Nяв.гроз+Nяв.эл.сл.+Nяв.грп, чел., (61)

Nяв.уч.=42 +8+4=54 чел.

Списочный состав добычного участка составит:

Nсп.уч.=Nяв.уч.*Ксп.с=54*1.6=86 чел. (62)

Производительность труда ГРОЗ и МГВМ на смену:

Пгроз===113.4 т/см. (63)

Производительность труда ГРОЗ и МГВМ за месяц:

Пмес.===2132.7 т/мес. (64)

Производительность труда рабочего добычного участка на выход:

Пр.вых=88.2 т/вых. (65)

Производительность труда рабочего добычного участка за месяц:

Пр.мес.=1661.5 т/мес. (66)

3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ

При эксплуатации комплекса необходимо руководствоваться «Правилами безопасности в угольных шахтах».

К эксплуатации допускаются горнорабочие, прошедшие специальное обучение знанию устройства оборудования комплекса.

Горно-технологические условия применения комплекса должны соответствовать его техническим параметрам.

Не допускается использование отдельной секции, потерявшей сопротивление горному давлению.

Запрещено находится под секцией при снятии ее с распора.

Категорически запрещается нахождение людей у забоя во время передвижки лавного привода.

Пуск комбайна осуществлять с обязательной подачей предупредительного сигнала и при отсутствии людей вблизи режущих органов.

Запрещается работа комбайна без орошения.

Запрещается транспортировка, каких либо материалов по лавному приводу при работающем комбайне.

Запрещается хождение людей по рештачному ставу лавного привода и переход через него при его работе.

Запрещается работа комплекса, при содержании метена более 1%.

Запрещается эксплуатация комбайна и конвейера при неисправной предупредительной сигнализации.

Проход по лаве разрешается только между передними и задними рядами стоек.

Запрещается нахождение людей между секциями крепи при их передвижки.

Запрещается работа комплекса с поврежденными силовыми кабелями.

3.4 Вентиляция

Филиал «Шахта «Осинниковская» отнесена к опасной по горным ударам (пласты Е6 и Е4), внезапным выбросам угля и газа (пласты К2 и К1), суфлярным выделениям (пласты К4, К3 и К1в.п.) и по взрываемости угольной пыли.

К самовозгоранию пласты не склонны.

Система проветривания шахты – единая, схема проветривания – комбинированная, способ проветривания – всасывающий.

Свежий воздух подается в шахту на гор.-160м по двум клетьевым стволам и частично обоим скиповым. Исходящая струя воздуха выдается по вентиляционному гор. -60м за счет депрессии, создаваемой всасывающими вентиляторами, установленными на вентиляционном стволе №6 (ВЦД-47,5У), фланговом стволе (ВЦ-5) и вентиляционном стволе №4 «Черная Тайжина» (ВШЦ-16). До настоящего времени свежий воздух подавался по вентиляционному стволу №4, что приводило к обмерзанию ствола в зимнее время. В настоящее время на шахте сложилась очень сложная схема управления проветриванием, в результате чего возникают трудности в обеспечении очистных и подготовительных забоев потребным количеством воздуха. Наличие разнотипных вентиляторов, работающих на единую сеть, большая (124,6 км) протяженность поддерживаемых выработок, в некоторых случаях, сечение которых не обеспечивает допустимую по ПБ скорость воздушной струи. Это приводит к невыполнению требований по обособленному проветриванию лав и подготовительных забоев, а также к необоснованному увеличению затрат на поддержание старых вентиляционных выработок и вентиляторных установок.

Распределение воздуха по вентиляционной схеме осуществляется в основном за счет установки шлюзов, что обуславливает повышенные утечки воздуха по сравнению с расчетными и снижает устойчивость проветривания шахты в целом.

Шахтная вентиляционная сеть имеет большое аэродинамическое сопротивление из-за неудовлетворительного состояния отдельных выработок (малое сечение, перевалы, загромождение оборудованием и т.д.).

3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка

Общее количество воздуха, необходимого для проветривания участка, определяется по формуле

Qш=1,1(.Qуч+Qп.в+Qпод.в+Qпог.+ Qут.),м3/мин. (67)

где 1,1 -коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;

Qуч -расход воздуха для проветривания выемочных участков, м3/мин;

Qп.в -расход воздуха, подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок, м3/мин;

Qпод.в -расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок,м3/мин;

Qут -утечки воздуха через вентиляционные сооружения, расположенные за пределами выемочных участков ,м3/мин.

3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка

Количество воздуха, необходимое для проветривания очистных выработок, должно рассчитываться по выделению метана, углекислого газа, газов, образующихся при взрывных работах, по числу людей и должно проверяться по допустимой скорости движения воздуха, а при последовательном проветривании подготовительных и очистных выработок также по производительности вентиляторов местного проветривания (ВМП). Окончательно принимается наибольший результат.

Расчет по выделению метана:

.  (68)

где Qоч — количество воздуха, необходимое для проветривания очистной выработки;

Iоч- ожидаемое среднее газовыделение в очистной выработке, Iоч=5,36 м3/мин;

kн - коэффициент неравномерности газовыделения (табличный коэффициент, зависит от среднего метановыделения в очистной выработке), kн=1.44;

с - допустимая концентрация газа в исходящей из очистной выработки

вентиляционной струе, 1%;

с0 — концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, 0%;

kо.з.— коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному ;если ожидаемое метановыделение рассчитывается по природной метаноносности, то принимается равным 1.

 (68)

Расчет по числу людей

Qоч=6* nч, (69)

где: nч - наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке.

Qоч=6*25=150 м3/мин,

Расчет по газам, образующимся при взрывных работах, не производим, так как выемка угля производится комбайном.

Qоч ≤Qоч max ; (70)

Qоч max =60 S*vmax. (71)

где: Sсв- сечение выработки в свету

vmax =4м/с –максимально допустимая скорость движения воздуха по выработкам

Qоч.max=60*14,88*4=3571 м3/мин;

1468 м3/мин ≤ 3571 м3/мин

3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок

Расход воздуха,необходимый для проветривания тупиковых выработок и стволов,рассчитывается по выделению метана или углекислого газа, по газам, образующимся при взрывных работах, числу людей, средней минимальной скорости воздуха в выработке и минимальной скорости воздуха в призабойном пространстве выработки с учетов температуры.

Окончательно принимается наибольший результат.

Расчет количества воздуха, необходимого для разжижения метана, выделевшегося в выработку:

, м3/мин, (72)

где,  – абсолютная газоносность угля или породы, м3/мин;

. – коэффициент неравномерности газовыделения;

С – допустимая по ПБ концентрация метана;

С0 – содержание метана в атмосфере шахты

Qр.г. =м3/мин.,

Необходимое количество воздуха по максимальному числу людей:

Qл =qч*Nчел, м3/мин; (73)

где, qч – норма воздуха приходящаяся на одного человека, м3/мин;

Qл =6*20=120 м3/мин.

Необходимое количество воздуха по пыли:

Qп =60*Vmin*Sсв, м3/мин (74)

где, Vmin – минимальная скорость движения воздуха, м/с;

Sсв – площадь, поперечного сечения выработки в свету, м2.

Qп =60*0.25*14.88=223.2 м3/мин.

Расчет по газам, образующимся при взрывных работах не производим так как выемка угля производится комбайном.

Принимаем расход воздуха равный 590м3/мин.

590 м3/мин ≤ 3571 м3/мин

3.4.1.2.1 Расчет депрессии и выбор вентилятора

Определяем производительность ВМП:

Qв =Qр*ρут м3/мин, (75)

где, ρут –коэффициент утечки воздуха в трубопроводе;

Qв =590*1.15=678.5 м3/мин.

Qпр. =678.5*1.43=970 м3/мин.

Определяем напор, который должен создавать ВМП:

, Па, (76)

где, Rтр – аэродинамическое сопротивление трубопровода, Нс2/м4;

Rтр =, Нс2/м4; (77)

где, – коэффициент аэродинамического сопротивления трубопровода;

-длина става вентиляционных труб, м;

 – диаметр вентиляционного трубопровода, м;

Rтр =6.5*45*10-5*=2.3 Нс2/м4;

5980 Па.

Выбор вентилятора местного проветривания:

По полученным данным Qв =970 м3/мин и hв =5980, Па, выбираем 4 вентилятора местного проветривании типа ВМ-8М, подключенные параллельно (2 в работе, 2 в резерве).

Таблица № 11 - Техническая характеристика вентилятора ВМ-8М.

3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок

Расчет для поддерживаемых выработок выполняется по их фактической газообильности с проверкой по скорости движения воздуха:

 (78)

где:  – абсолютная газоносность угля или породы, =0,2 м3/мин;

3.4.1.3.1 Расчет количества воздуха для вентиляционного штрека

м3/мин

Qв.ш =60*Vmin*Sсв, м3/мин (79)

Qв.ш =60*0,25*14,88=223 м3/мин

Принимаем расход воздуха равный 223 м3/мин.

3.4.1.3.2 Расчет количества воздуха для промежуточных печей

 м3/мин

Qп,п,.=60*0,25*12=180 м3/мин

ΣQп.п.=180*4=720 м3/мин

Qп.в=223+720=943 м3/мин

Количество воздуха для проветривания погашаемых выемочных участков принимается равным 0,5*Qуч. и составит Qпог.=734 м3/мин

3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения

, м3/мин (80)

где Qут - норма утечек через сооружение при фактическом перепаде давления, м3/мин;

Qут.н - норма утечек через сооружение при перепаде давления 50 кгс/см2, м3/мин;

h —фактический перепад давления, мм вод.ст.; определяется на основании замеров или по данным расчета депрессии шахты.

Для поддерживаемых выработок норму утечек через перемычки с дверями следует сравнить с количеством воздуха, рассчитанным согласно формуле, и принять большую из этих величин.

Нормы утечек воздуха через шлюзы Qут.шл. .м3/мин

Qут.шл.=kпер* Qут , м3/мин (81)

где: kпер - коэффициент, зависящий от числа перемычек в шлюзе принимается равным 0,76 при двух перемычках, 0,66 при трех и 0,57 при четырех;

Qут - норма утечек воздуха через одну перемычку при общем перепаде давления нашлюзе,м3/мин.

Qут.шл.н=0,76*20=15,2 м3/мин

 м3/мин

ΣQут.шл.н=16*14,4=230 м3/мин

Норма утечек через кроссинг определяется как сумма норм утечек через шлюзы (перемычки), умноженная на коэффициент 1,25.

Qут.кр.н=1,25*16*14,44=287 м3/мин

 м3/мин

Σ Qут.н=230+272=502 м3/мин

Qш=1,1(1468+2*970+943+734+502)=6022 м3/мин

3.4.1.5 Расчет депрессии шахты

Расчет депрессии участка ведется по формуле

, даПа (82)

где: a- Коэффициент аэродинамического сопротивления, сгс2/м4

L- Длина выработки, м

P- Периметр выработки, м

S- Сечение выработки, м2

Q- Количество воздуха, проходящего по выработке м3/с

Таблица № 12 – Расчет депрессии шахты

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5