АННОТАЦИЯ

Расширение филиала «Шахта «Осинниковская» за счет ввода в отработку запасов филиала «Шахта «Тайжина». Дипломный проект по специальности «Подземная разработка полезных ископаемых» (090200).- Новокузнецк, 2005.- 159с. Табл. 48, 30 источников, чертежей 10 листов.

Разработан проект реконструкции шахты «Осинниковская». В качестве основного мероприятия реконструкции предлагается расширение шахты «Осинниковская», за счет ввода в отработку запасов шахты «Тайжина», то есть вскрытие и подготовка шахтного поля шахты «Тайжина» со стороны шахты «Осинниковская» и транспортировка горной массы из очистных и подготовительных забоев на технологическую цепь шахты «Осинниковская». В результате расширения перед объединенной шахтой открылись новые перспективы :сокращение протяженности поддерживаемых горных выработок на шахтах «Осинниковская» и «Тайжина»; возможность улучшения проветривания шахты, т.к. для проветривания II района было задействовано дополнительно вентиляторные установки шахты «Осинниковская».

Исполнитель

ANNOTATION

The Expansion of the branch "Mine "Osinnikovskaya" to account of the entering in отработку spare branch "Mine "Tayzhina". The Degree project on professions "Underground development useful fossilized" (090200).- Novokuzneck, 2005.- 125с. Indicator panel. 48, 30 sources, drawings 10 sheets.

The Designed project to reconstructions of the mine "Osinnikovskaya". As main action to reconstructions is offered expansion of the mine "Osinnikovskaya", to account of the entering in отработку spare mines "Tayzhina" that is to say opening and preparing the mine field of the mine "Tayzhina" on the part of mines "Osinnikovskaya" and transportation of the mountain mass from очистных and starting-up забоев on technological chain of the mine "Osinnikovskaya". As a result of expansions before united by mine were opened new prospects :reduction to extent supported mountain productions on mine "Osinnikovskaya" and "Tayzhina"; the possibility of the improvement of the ventulation of the mine since for ventulation II region was used in addition ventulation of the installing the mine "Osinnikovskaya".

ThePerformer

УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ

чел. – человек

см. – смена

рез. – резерв

мин. – минута

в/п – верхняя пачка

н/п – нижняя пачка

расч. – расчет

к.з. – короткое замыкание

шт. – штук

ед. – единица

млн. – миллион

тыс. – тысяча

п.м. – погонный метр

гор. – горизонт

сут. – сутки

руб. – рублей

ППП – промышленно-производственный персонал

пут. - путевой

конв. – конвейерный

вент. – вентиляционный

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1. Общая часть

1.1 Характеристика филиала шахта "Осинниковская"

1.2 Обоснование необходимости расширения шахты и выбор геологического участка

2. Общая характеристика района, месторождения и шахтного поля

2.1 Горно-геологическая характеристика месторождения и шахтного поля

2.2 Геологическое строение

2.3 Тектоника

2.4 Качественная и количественная характеристика угольных пластов

3. Технологическая часть

3.1 Выбор вариантов вскрытия и подготовки геологического участка

3.1.1 Выбор оптимального варианта

3.2 Проведение и крепление подготовительных выработок

3.2.1 Расчет анкерной крепи

3.2.2 Способ и средства проведения выработки

3.2.3 Выемка горной массы и расчет производительности комбайна

3.2.4 Транспорт горной массы. Вспомогательные процессы

3.2.5 Проветривание горных выработок при проходке

3.2.6 Расчет комплексной нормы выработки и расценки

3.2.7 Организация работ проходческого цикла

3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ

3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое

3.3 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистном забое

3.3.1Горно- геологическаяхарактеристикапластаЕ-5 вмещающих породвлаве

3.3.2 Выбор системы разработки

3.3.3 Вскрытие и подготовка выемочного участка

3.3.4 Обоснование и выбор средств механизации очистных работ

3.3.4.1 Выбор типа и типоразмера механизированной крепи

3.3.4.2 Проверка крепи по проходному сечению

3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения

3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера

3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания

3.3.6 Нагрузка на очистной забой

3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих и производительность труда

3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка

3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ

3.4 Вентиляция

3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка

3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка

3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок

3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок

3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения

3.4.1.5 Расчет депрессии шахты

3.4.1.6 Выбор вентилятора главного проветривания

3.5 Водоотлив

3.6 Подъем

3.7 Электроснабжение, автоматизация

3.7.1 Автоматизация

3.7.2 Расчет электроснабжения

3.7.2.1 Расчет осветительной сети

3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции УПП№ 1

3.7.2.3 Выбор передвижной участковой подстанции УПП №2

3.7.2.4 Выбор силового трансформатора УПП № 201(В) для питания перегружателя, дробилки, лебедок

3.7.2.5 Выбор силового трансформатора УПП № 201 для питания ленточного конвейера

3.7.3 Меры безопасности

4. Охрана труда и промышленная безопасность

4.1 Противопожарная защита

4.2 Пылевзрывозащитные мероприятия

4.3 Средства индивидуальной защиты

4.4 Запасные выхода

4.5 Экология

5. Экономическая часть

5.1 Выбор и обоснование организационно-правовой формы

5.2 Выбор и обоснование производственной структуры предприятия

5.3 Выбор режима работы шахты, участка, рабочих

5.4 Расчет себестоимости добычи 1т угля по участку

5.4.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»

5.4.1.1 Расчет затрат на материалы

5.4.1.2 Расчет затрат на электроэнергию

5.4.2 Расчет затрат по элементу «Затраты на оплату труда»

5.4.2.1 Расчет заработной платы работников очистного участка

5.4.2.2 Расчет заработной платы работников проходческого участка

5.4.3 Расчет затрат по элементу «Отчисления на социальные нужды»

5.4.4 Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов»

5.4.5 Участковая себестоимость

5.4.6 Сравнение плановой и проектной величины участковой себестоимости

6. Специальная часть

6.1 Анализ основных технологических звеньев шахты

6.2 Анализ существующей технологической схемы вспомогательного транспорта

6.3 Анализ новых существующих схем и средств транспортирования вспомогательных грузов

6.4 Выбор и обоснование технологической схемы вспомогательного транспорта

6.5 Общие сведения

6.6 Тип, технические параметры подвесных локомотивов

6.7 Краткое описание конструкции и техническая характеристика основных элементов подвесной подземной дороги ДП-155

6.8 Пункт обслуживания локомотивов

6.9 Расчет массы перевозимого груза

6.10 Расчет количества воздуха для разбавления выхлопных газов в пунктах технического обслуживания локомотивов

6.11 Оборудование пунктов обслуживания локомотивов, мест перегрузки грузов, мест посадки и схода людей

6.11.1 Оборудование временной стоянки дизелевозов

6.11.2 Оборудование мест посадки (схода) людей

6.12 Меры безопасности при эксплуатации монорельсовой дороги и локомотивов

6.13 Определение количества дизелевозов

Заключение

Список использованных источников

ВВЕДЕНИЕ

Угольная промышленность является одной из самых ведущих отраслей промышленности России. Перспективы развития народного хозяйства показывают, что уголь остаётся одним из основных видов топлива. Развитие угольной промышленности осуществляется в непрерывном взаимодействии с другими отраслями народного хозяйства, предприятий, которые всегда связаны множеством производственных и социально-экономических связей с другими предприятиями угледобывающего района бассейна.

Большое значение для топливно-энергетического комплекса имеет добыча угля, преобладающая часть которой приходится пока на подземный способ.

Основными направлениями экономического и социального развития России на данное время предусматривается дальнейшее развитие этого способа добычи угля, тем более, что в силу особенностей угольных месторождений самые ценные угли (угли идущие на коксование и антрациты) добываются практически только подземным способом. По этому совершенствование технологий подземной добычи угля, обеспечивающей высокую эффективность выемки угля, рациональное использование запасов и безопасность работ, придаётся первостепенное значение. По этому закономерно, что в проектировании развития угольной промышленности намечается и уже реализуется правильный подход к согласованию основных проектных работ – генеральная схема развития угольной промышленности, технико-экономическое строительство шахт, так и основных проектных решений.

Технический прогресс в угольной промышленности при подземном способе добычи угля осуществляется на основе широкого внедрения прогрессивной технологии и расширения комплексной механизации очистных и подготовительных работ. Однако, переход на использование новой техники и повышение эффективности труда может быть достигнуто только в тех случаях, когда существующие на шахте способы вскрытия и подготовки шахтного поля, системы разработки пластов, способны обеспечить благоприятные условия для современного воспроизводства подготовительных запасов угля, надземную работу транспорта, эффективное проветривание горных выработок, а так же проведение мероприятий по борьбе с неблагоприятными факторами.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Характеристика филиала шахта "Осинниковская"

Таблица №1-Характеристика шахты

1.2 Обоснование необходимости расширения шахты и выбор геологического участка

Шахта «Осинниковская была сдана в эксплуатацию в 1999 году на горном отводе ликвидируемой шахты «Капитальная». Последняя реконструкция шахты была закончена в 1988 году и после ее осуществления начиная с 1989 года происходило постоянное снижение объемов производства. Для стабилизации финансово-экономического положения шахты необходимо провести новую реконструкцию связанную со строительством горизонта -360м, эта реконструкция не завершена, что не позволяет подготовить запасы 1 блока к отработке.

В это же время шахта «Тайжина», созданная на горном отводе ликвидируемой шахты «Высокая», подготовила к отработке запасы пласта Е-5 в 1 блоке в пределах своего горного отвода, граничащего с горным отводом шахты «Осинниковская» и успешно их отрабатывала. Планировалось вести отработку наиболее продуктивного пласта Е-5 в лавах с запасами до 1млн. тонн и длиной выемочного столба до 1400метров.

Успешная работа шахты «Тайжина» позволяет рассмотреть вопрос о подготовке и отработке всего 1 блока совместно, что позволит подготавливать выемочные столбы длиной до 4000 метров и с запасами угля в лаве до 3-3,5 млн. тонн и работать лаву без перемонтажа комплекса.

2. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАЙОНА, МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ШАХТНОГО ПОЛЯ

2.1 Горно-геологическая характеристика месторождения и шахтного поля

Шахта « Осинниковская» находится на юге Кузбасса в черте города Осинники Кемеровской области РФ и по производственному принципу входит в состав ЗАО ОУК «Южкузбассуголь». Поле шахты «Осинниковская» занимает юго-западную часть угленосной площади Осиновского геолого-экономического района Кузбасса, на горном отводе бывшей шахты «Капитальная», которая сдана в эксплуатацию в 1938 году. В настоящее время шахта «Капитальная» находится в стадии ликвидации и во исполнении принятых решений на уровне правительства РФ и администрации Кемеровской области на базе выделения из состава ликвидируемой шахты «здорового ядра», была образована шахта «Осинниковская».

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

¾ на юге – выход пласта П-1 под юрские отложения;

¾ на юго-западе границы целика под главный квершлаг от выхода пласта П1 под юрские отложения, далее от целика – вертикальная плоскость по границе отработки пласта К-1н.п. до целика под промплощадку;

¾ на северо-западе – вертикальная плоскость по границе отработки пласта К1н.п. от целика под промплощадку, включая ствол «Черная Тайжина»;

¾ на северо-востоке – вертикальная плоскость по границе с шахтой «Тайжина»;

¾ на востоке – вертикальная плоскость по XI-V р.л.

Нижняя граница проходит по пласту К1н.п. на гор.-600м.

Размеры шахтного поля составляют: по простиранию – от 3,2 до 6,2 км, вкрест простирания от 1,0 до 5,5 км. Площадь шахтного поля составляет 23,6 км² .

В пределах шахтного поля различают три водоносных горизонта четвертичные отложения; конгломератовая свита Юрского возраста и угленосные отложения Ильинской подсерии. Четвертичные отложения подразделяются на два типа демовиальные и аллювиальные. Юрские отложения, перекрывающие угленосные отложения представлены тремя горизонтами конгломератов, разделяемых пачками песчано-глинистых пород. Наиболее обводненными являются верхний и средний горизонт. Угленосные отложения Ильинской подсерии в целом характеризуются весьма незначительной обводненностью. Повышенная обводненность наблюдается под долинами речек и логов и в местах тектонических нарушений.

2.2 Геологическое строение

Продуктивные угленосные отложения Осинниковского месторождения относятся к Кольчугинской серии пермского возраста. Осадки этой серии подразделяются на Ильинскую и Ерунаковскую подсерии. Ильинская подсерия делится на две свиты: Казанково - Маркинскую и Ускатскую.

Казанково – Маркинская не содержит пластов угля рабочей мощности.

Ускатская – содержит всю продуктивную толщу от почвы пласта П 1 до контакта с юрскими отложениями. Общая мощность свиты составляет 520 – 650 метров. В свите залегает 40 – 45 пластов угля, 23 пласта из которых имеют рабочую мощность.

Ускатская свита подразделяется на 3 толщи: Полкаштинскую; Кандалепскую; Елбанскую. Вмещающие породы представлены переслаиванием песчаников, аргеллитов и алевролитов.

Основным структурным элементом Осиновского района является является крупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределах шахтного поля синклиналь развита крупными дизьюктивами «В» и «Г» вблизи оси синклинали. Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров.

2.3 Тектоника

Основным структурным элементом Осиновского района является крупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределах шахтного поля синклиналь разбита крупными дизъюктивитами «В» и «Г» вблизи оси складки. Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров, мощность зоны смятых пород составляет от 10 до 100 метров.

Южный замок Шелканской синклинали в висячем крыле взброса «В» называется Полкаштинской синклиналью. Складчатый сдвиг «Г» поражает западное и восточное крыло центральной части Шелканской синклинали, не спускается ниже горизонта – 40 метров. В районе разведочных линий II южного квершлага и VII – VIII имеются апофизные нарушения дизъюнктива ( «Г – Га», «Г1», «1», «2», «Гб»), которые создают зону тектонического разлома мощностью около 100 метров. Восточное крыло Шелканской синклинали имеет падение 10 - 30⁰ и разбито несколькими нарушениями. Из них наибольшую амплитуду вертикального смещения (10 метров) имеет взброс «Н», прослеживающийся по всем разведочным линиям.

В лежачем крыле нарушения «Н» северо-восточнее разведочной линии VII – III имеется семь дизъюнктивных нарушений средне амплитуды взбросового характера. Все нарушения ориентированны с юга на север и падают на запад под углом 30 – 60⁰ .

Западное крыло Шелканской синклинали более сложное. Севернее V р.л. оно осложняется довольно резко выраженной ассиметричной складкой – главным антиклиналом. Восточное крыло его крутое, западное более пологое и в районе IX р.л. проявляется в виде слабой волнистости.

К северу от р.л. II Южного квершлага до IX р.л. прослеживается дизъюнктив «А». он поражает западное и восточное крылья Елбанской синклинали, имеет складчатый характер и рвет пласты Кандалепской и Елбанской толщи. Нарушение имеет складчатый характер, прослеживается на протяжении 2 км и не опускается ниже гор. +140м.

Севернее VIIб – VIII р.л. западное крыло Шелканской синклинали осложнено Елбанской антиклиналью. Наряду с вышеописанными крупными нарушениями имеется еще ряд мелких нарушений с небольшой амплитудой и малой протяженностью.

2.4 Качественная и количественная характеристика угольных пластов

Угли пластов, относятся к коксующимся маркам «Ж» и «КЖ» и характеризуются выходом летучих веществ 29-8,6 – 33,6 % . Угли пластов относятся к легкой и средней категории обогатимости.

Таблица № 2 - Качественные показатели углей

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Выбор вариантов вскрытия и подготовки геологического участка

Для вскрытия и подготовки геологического участка шахты «Тайжина» проектом предлагается:

1 вариант

Пройти наклонные квершлага №6 и 7 до гор. -360м, углубить уклоны №66, 68 и 74, пройти с поверхности вентиляционный ствол №1 до гор. -360м, проведение третьего осевого квершлага, проведение главного гезенка.

Таблица №3- Расчет затрат по 1 варианту

2 вариант

Проходка магистрального конвейерного штрека Е1, пром. квершлага Е1-Е5, конвейерный уклон Е-5, уклон №68пут., проведение главного гезенка.

Таблица № 4 – Расчет затрат по 2 варианту

3.1.1 Выбор оптимального варианта

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

Вскрытие гор. -360м пластовыми выработками по пластам Е-1 и Е-5.

Подготовка шахтного поля – проведением по пласту Е-5 путевого и конвейерного уклонов.

3.2 Проведение и крепление подготовительных выработок

Назначение и горно-геологические условия проведения выработки

Конвейерный штрек лавы проводится по пласту Е-5 со следующими горно-геологическими условиями: мощность пласта 3.0 м, угол падения до 6⁰ , объемный вес угля 1,34 т/м³ , при крепости 1. коэффициент крепости пород кровли 3-4, состоящие из алевролитов и песчаников. Почва пласта представлена алевролитом крепостью 3-4.

Глубина выработки от поверхности 775 м, длина выработки составляет 3670м.

Выработка предназначена для транспортировки горной массы ленточным конвейером типа ПТ 120, доставки различных материалов, передвижения людей и подачи свежего воздуха в очистной забой. Исходя из расчетов ранее проводимых выработок по этому пласту, выбираем форму поперечного сечения выработки - прямоугольная, тип крени – анкерная.

Согласно «Правил безопасности в угольных шахтах» для конвейерных штреков сечение должно составлять не менее 4,5м²

Определяется количество воздуха, которое должно проходить в период ее эксплуатации:

, м³ /мин, (1)

где А_сут – суточная добыча угля, т/сут;

q_СН4 – относительное газовыделение, м³ /т

=106.6 м³ /мин,

По максимальной допустимой скорости движения воздуха определяется минимальное сечение выработки:

(2)

,

Принимаем выработку:

- площадь сечения выработки в свету – 14,88 м² ;

- высота выработки в свету - 3.1 м;

- ширина выработки в свету- 4,8 м.

3.2.1 Расчет анкерной крепи

Анкерную крепь следует рассматривать, как средство упрочнения и повышения устойчивости пород вокруг выработки. Основными параметрами такой крепи является длина анкера, несущая способность стержня и замка, расстояние между анкерами.

Длина анкеров выбирается с учетом формы выработки, принятой ранее, возможного обрушения или отслоения пород в зависимости от запаса прочности пород кровли и боков выработки:

l_ан =l_в +l₁ +l₂ +l₃ , м, (3)

где l_в – высота зоны возможного вывала или отслоения пород, м;

l₁ 0– величина заглубления анкера в устойчивую зону массива, l₁ =,3-0,4 м;

l₂ – длина выступающей из шпура части анкера, зависящая от толщины опорно-поддерживающего элемента, м;

l₃ – длина свободного выступа стержня анкера и гайки, l₃ =0,05м.

Высота возможного вывала или отслоения пород выработки:

, м, (4)

где а – полупролет выработки, м;

с – глубина возможного отжима угля или породы в бока выработки, м;

f_к – коэффициент крепости пород в кровле выработки.

, м, (5)

где k_сж – коэффициент концентрации сжимающих напряжений;

γ – плотность пород, залегающих над выработкой до поверхности , т/м³ ;

h – высота выработки вчерне, м;

r – коэффициент зависящий от размеров призмы сползания пород в боках выработки.

2.45 м; (6)

=1.84м,

l_ан =1.84+0.4+0.1+0.05=2,39 м.

Принимаем длину анкера равную l_ан =2,40м.

Расчет нагрузки на анкерную крепь со стороны кровли Q_кр и боков выработки Q_б :

, т/м² , (7)

где ά – угол наклона проводимой выработки, град.

,т/м² . (8)

где h_в – высота выработки в проходке, м.

=4.72 т/м² ;

=7.52 т/м² .

Несущая способность Р_ан и прочность закрепления анкеров типа ШК и типа АСП:

, (9)

=6.67,

=9.4; (10)

Плотность установки, т.е количество штанг на 1м² кровли и боков выработки:

; (11)

(12)

где k_зап – коэффициент запаса, k_зап =1,5-2,0

=0.75;

=1.69;

Расстояние между анкерами:

= =1.15, (13)

= =0.82. (14)

Принимаем 5 анкеров по кровле типа АСП длиной 2,4м с шагом крепи через 1метр, в боках 4 анкера типа ШК-1М длиной 1,6м.

3.2.2 Способ и средства проведения выработки

На основании горно-геологических данных по пласту Е-5 наиболее подходящим для выемки гонной массы является комбайновый способ. Для принятого сечения штрека, для отбойки и погрузки горной массы применяем проходческий комбайн П 110-01. Транспортировка горной массы из забоя производится при помощи ленточных конвейеров ПТ-120.

Для погрузки горной массы на конвейер применяем перегружатель типа ППЛ-800. Для бурения шпуров под анкера применяем буровую установку типа «WОMBAT».

Таблица № 5 - Техническая характеристика комбайна П 110-01

Норматив месячной скорости проведения штреков комбайновым способом, по углю при сечении 15 м² , составляет 200 м в месяц. Подвигание за цикл определяется устойчивостью пород кровли то есть, величиной допустимого обнажения их. Устойчивость алевролита с крепостью =4 – средняя, допускающая обнажение 5-10 м² . При ширине выработки в проходке 5 м, допустимое подвигание за цикл составит 1 м. Исходя из необходимого месячного подвигания и подвигания за цикл, принимаем 9 циклов в сутки.

3.2.3 Выемка горной массы и расчет производительности комбайна

Проходческий цикл начинается с разрушения породы исполнительным органом комбайна. Вращающуюся режущую коронку внедряют в забой путем подачи комбайна или телескопической стрелы рабочего органа комбайна. Глубина внедрения коронки в массив зависит от крепости пород. Схема обработки забоя коронкой зависит от многих факторов. Главное направление резания может быть в зависимости от напластования пород в забое.

Определение технической производительности комбайна:

, (15)

где, а, в, c, d – коэффициенты;

f – коэффициент крепости пород

f_ср =f_у *(1-k_п )+f_п * k_п , (16)

где, f_у – коэффициент крепости угля;

f_п - коэффициент крепости породы;

k_п – коэффициент присечки.

f_ср =1*(1-0.06)+4*0.06=1.18,

= =0.27.

Эксплуатационная производительность проходческого комбайна

Р_экс = *k_э , (17)

где k_э - коэффициент непрерывной работы комбайна;

Р_экс =0.27*0.5=0,135.

3.2.4 Транспорт горной массы. Вспомогательные процессы

Из забоя горная масса при помощи комбайна грузится на ленточный перегружатель ППЛ-800, далее на ленточный конвейер ПТ-120. По ленточным конвейерам горная масса поступает в гезенк . Из гезенка горная масса грузится на ленточный конвейер и транспортируется в разгрузочные ямы скипового ствола и далее на поверхность.

Доставка материалов и оборудования осуществляется с помощью монорельсовой дороги с локомотивной тягой.

3.2.5 Проветривание горных выработок при проходке

Расчет проветривания выработки и выбор вентилятора местного проветривания произведен в разделе «Вентиляция шахты»

3.2.6 Расчет комплексной нормы выработки и расценки

Объемы работ по каждому процессу определяем расчетным путем на основании паспорта крепления выработки.

Предполагается следующее выполнение процессов:

1) пропитка угля в массиве V=2 шпура;

2) проведение выработки V=1 м;

3) крепление выработки:

а) бурение шпуров под анкера V=12 м;

б) установка анкеров V=5 шт.

4) перетяжка бортов:

а) бурение шпуров V=16 м;

б) установка анкеров V=10 шт.;

5) наращивание вент. труб V=1 м;

6) наращивание ПОТ V=1 м;

7) наращивание труб. сжатого воздуха V=1 м;

8) монтаж монорельсового пути V=1 м;

9) наращивание ленточного конвейера V=2 м.

Комплексная норма – это норма, установленная расчетным путем для конкретных условий, она охватывает все процессы проходческого цикла выполняемые в забое и измеряется в единицах измерения конкретной продукции на одного человека на смену.

Трудоемкость процесса определяется затратами рабочего времени необходимого для его выполнения.

, чел./см. (18)

где, V- объем работ по какому-либо процессу;

Н_выр - установленная норма выработки для данного процесса.

Таблица№ 6 – Расчет комплексной нормы выработки и расценки

Определение комплексной нормы выработки:

, м/чел., (19)

где, - величина цикла, м,

- трудоемкость цикла, чел./см.

=0.32м/чел.

Определение комплексной расценки:

, руб./п.м., (20)

где, - суммарная стоимость работ, руб.,

=621.5 руб./м.

Определение скорости проведения выработки:

L_мес =L_ц *N_{ц . сут} *N_дн , м/мес,(21)

где n_ц – количество циклов в сутки.

L_мес =1*9*30=270м/мес.

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

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 N_яв. =18 человек.

Списочный состав рабочих проходческой бригады:

N_сп. =N_яв. *К_сп.с , чел., (24)

где К_сп.с - коэффициент списочного состава;

К_сп.с = , (25)

где - количество рабочих дней в году;

- количество праздничных дней в году;

- количество выходных дней в году;

- количество дней отпуска в году;

- коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам.

К_сп.с = =1.6

N_сп. =18*1.6=28чел.

Суточный состав звена электрослесарей:

N_{яв . эл . сл .} =N_{деж .} +N_{рем .} , чел., (26)

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

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

N_{яв. эл.сл.} =3+3=6чел.

Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.

Явочный состав рабочих по проходческой бригаде составит:

N_{яв . бр .} =N_{яв . прох} +N_{яв . эл . сл .} +N_{яв . грп} , чел., (27)

N_яв.бр. =18 +6+4=28 чел.

Списочный состав проходческой бригады составит:

N_{сп . бр .} =N_{яв . бр .} *К_{сп . с} =28*1.6=44 чел. (28)

Производительность труда проходчиков и МГВМ на смену:

П_прох = = =0.5 м/см. (29)

Производительность труда проходчиков и МГВМ за месяц:

П_мес. = = =9.64 м/мес. (30)

Производительность труда рабочего подготовительного забоя на выход:

П_р.вых = 0.32 м/вых. (31)

Производительность труда рабочего подготовительного забоя за месяц:

П_р.мес. = 6.14 м/мес. (32)

3.2.7 Организация работ проходческого цикла

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

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

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

3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ

Рассчитывается продолжительность выполнения каждого процесса цикла.

, мин,( 33 )

где t_см – продолжительность смены, мин;

n_чел – количество человек выполняющих процесс;

n_i – трудоемкость каждого процесса, чел./смен;

1) прием, сдача смены: t_п.с. =5 мин;

2) выемка горной массы:

=32 минуты,

3) крепление выработки:

=92 минуты,

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

4) наращивание вент. труб:

=1.2*3=4 минуты,

5)пропитка угля в массиве:

=14*9=126 минут,

6) наращивание ПОТ:

=10.5*9=95 минут,

7) наращивание труб. сжатого воздуха:

=10.5*9=95 минут,

8) монтаж монорельсового пути:

=17*9=153 минут,

9) наращивание ленточного конвейера:

=10.5*9=95 минут,

10) перетяжка бортов:

=50*9=450минут,

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

11) неучтенные работы:

=5*9=45 минут,

3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое

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.

Угольпластаотносится 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 игаза, 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: S_p - расчетная площадь сечения рабочего пространства крепи, м² ;

S_ф - фактическая площадь сечения рабочего пространства крепи, м² ;

К_д - коэффициент естественной дегазации пласта;

q_сн4 - относительная газообильность пласта, м³ /т;

V_{д мах} - максимальная допустимая скорость движения воздуха в очистном забое, м/с;

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

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

Q_{m =} , м/мин.; (35)

где: М- мощность пласта, м;

r- ширина захвата комбайна, м;

- плотность угля, м³ /т;

- возможная скорость подачи комбайна; м/мин.;

3*0.8*1.34*5=16.08м/мин.

=3.8 м²

3.8м² < 6.48м²

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

3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения

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

3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера

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

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

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

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.

Q_k =60*Q_м *К_к *К_н *К_г *К_у , т/час (36)

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

К_г - коэффициент снижения производительности вследствие отказов,

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

К_к = , (37)

где - скорость цепи, м/с;

- скорость комбайна, м/с

К_к = =1.09

Q_к =60*6*1.09*1.51*1*0.85=503.6 т/час.

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

Определяем возможную максимальную длину конвейера L_к :

L_к = , м (38)

где Р= - тяговое усилие привода, Н

Р= ,Н (39)

N-суммарная мощность двигателей конвейера, кВт;

- КПД привода;

g_o - масса одного метра тягового органа, кг;

g- масса одного погонного метра транспортируемого материала;

- коэффициент сопротивления движению тягового органа;

В- угол наклона конвейера;

- коэффициент сопротивления движению угля;

Р= =68850 Н

L_к = =367 м

3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по фактору проветривания

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

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

Ориентировочно длину очистного забоя определяем по формуле:

L_л = , м (40)

где - продолжительность смены, мин.;

- время на подготовительно-заключительные операции, мин.;

- время на выполнение концевых операций, мин.;

- количество циклов в смену, цикл.;

- коэффициент готовности комбайна;

- возможная скорость подачи комбайна, м/мин.;

- маневровая скорость комбайна, м/мин.;

- время на замену одного зубка, мин.;

- площадь торца вынимаемой полосы, м² ;

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

- удельные затраты времени на вспомогательные операции, мин.;

м² ;

L_л = =204.7 м,

Принимаем длину лавы 200м.

Проверка длины очистного забоя по газовому фактору:

L_л = ,м (41)

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

- коэффициент, учитывающий движение части воздуха по выработанному пространству;

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

L_л = =353 м

Таким образом, принимаем длину лавы 200м.

3.3.6 Нагрузка на очистной забой

Суточная нагрузка на очистной забой с учетом горнотехнических факторов составит:

А_сут. = , т (42)

где - время затрачиваемое на цикл, мин.;

, мин. (43)

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

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

К_о - коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых;

К_к - коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции;

- рабочая скорость подачи комбайна, м/мин.;

, м/мин., (44)

где -устойчивая мощность двигателей комбайна, кВт;

N_уст =0,75*400=300 кВт

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

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

А- сопротивляемость угля резанию, кН/м;

=5 м/мин.

=112мин.

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

Т=(t_см -t_п.з. )*N_см , мин. (45)

где t_см - продолжительность смены, мин.;

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

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

Т=(360-54)*3=882мин.

- количество угля с одного цикла, т;

А_ц =L_л *m*r* *c, т (46)

где с- коэффициент извлечения угля из забоя;

А_ц =200*3*0,8*1,34*0,98=635.04т

А_сут. = =5001т/сут.

Проверяем полученную суточную нагрузку по газовому фактору:

А_г = ,т/сут., (47)

где - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;

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

- коэффициент, неравномерности газовыделения;

А_г = =5133 т/сут.

Таким образом, полученная суточная нагрузка проходит по газовому фактору.

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет:

, цикл., (48)

=7.87циклов.

Принимаем 7.5 циклов в сутки.

Скорректируем суточную нагрузку в зависимости от принятого количества циклов:

А_сут =А_ц *N_ц =635.04*7.5=4763т/сут. (49)

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

3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих и производительность труда

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

3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка

Индивидуальная норма выработки на одного рабочего устанавливается делением Н_в.уст. на норму обслуживания Н_обсл. :

Н_{в.уст.чел.} = = =75 т (50)

Трудоемкость работ по выемке угля:

, чел./см., (51)

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

=21.17чел./см.

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

2.5цикла (52)

Трудоемкость выемки приведенная к одному циклу:

= 8.5чел.см./цикл (53)

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

, чел./см., (54)

где V-объем работ по процессу,

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

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

Таблица№ 10 - Расчет комплексной нормы выработки и расценки

Комплексная норма выработки составит:

, т (55)

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

=156.1т/чел.см.

Сдельная комплексная расценка 1т угля составит:

, руб. (56)

где - суммарные затраты на цикл, руб.

=3.21 руб.

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

, чел., (57)

где - коэффициент выполнения норм выработки;

30.2человек.

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

Списочный состав рабочих очистного забоя:

N_сп. =N_яв. *К_сп.с , чел., (58)

где К_сп.с - коэффициент списочного состава;

К_сп.с = , (59)

где - количество рабочих дней в году;

- количество праздничных дней в году;

- количество выходных дней в году;

- количество дней отпуска в году;

- коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам.

К_сп.с = =1.6

N_сп. =42*1.6=67чел.

Суточный состав звена электрослесарей:

N_{яв . эл . сл .} =N_{деж .} +N_{рем .} , чел., (60)

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

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

N_{яв. эл.сл.} =3+5=8чел.

Суточный состав ГРП принимаем 4 чел.

Явочный состав рабочих по выемочному участку составит:

N_{яв . уч .} =N_{яв . гроз} +N_{яв . эл . сл .} +N_{яв . грп} , чел., (61)

N_яв.уч. =42 +8+4=54 чел.

Списочный состав добычного участка составит:

N_сп.уч. =N_яв.уч. *К_сп.с =54*1.6=86 чел. (62)

Производительность труда ГРОЗ и МГВМ на смену:

П_гроз = = =113.4 т/см. (63)

Производительность труда ГРОЗ и МГВМ за месяц:

П_мес. = = =2132.7 т/мес. (64)

Производительность труда рабочего добычного участка на выход:

П_р.вых = 88.2 т/вых. (65)

Производительность труда рабочего добычного участка за месяц:

П_р.мес. = 1661.5 т/мес. (66)

3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ

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

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

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

Не допускается использование отдельной секции, потерявшей сопротивление горному давлению.

Запрещено находится под секцией при снятии ее с распора.

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

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

Запрещается работа комбайна без орошения.

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

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

Запрещается работа комплекса, при содержании метена более 1%.

Запрещается эксплуатация комбайна и конвейера при неисправной предупредительной сигнализации.

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

Запрещается нахождение людей между секциями крепи при их передвижки.

Запрещается работа комплекса с поврежденными силовыми кабелями.

3.4 Вентиляция

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

К самовозгоранию пласты не склонны.

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

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

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

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

3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка

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

Q_ш =1,1(.Q_уч +Q_п.в +Q_под.в +Q_пог. + Q_ут. ),м³ /мин. (67)

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

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

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

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

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

3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка

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

Расчет по выделению метана:

. (68)

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

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

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

с - допустимая концентрация газа в исходящей из очистной выработки

вентиляционной струе, 1%;

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

Q_оч =6* n_ч , (69)

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

Q_оч =6*25=150 м³ /мин,

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

Q_оч ≤Q_{оч max} ; (70)

Q_{оч max} =60 S*v_max . (71)

где: S_св - сечение выработки в свету

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

Q_оч.max =60*14,88*4=3571 м³ /мин;

1468 м³ /мин ≤ 3571 м³ /мин

3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок

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

Окончательно принимается наибольший результат.

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

, м³ /мин, (72)

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

_. – коэффициент неравномерности газовыделения;

С – допустимая по ПБ концентрация метана;

С₀ – содержание метана в атмосфере шахты

Q_р.г. = м³ /мин.,

Необходимое количество воздуха по максимальному числу людей:

Q_л =q_ч *N_чел , м³ /мин; (73)

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

Q_л =6*20=120 м³ /мин.

Необходимое количество воздуха по пыли:

Q_п =60*V_min *S_св , м³ /мин(74)

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

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

Q_п =60*0.25*14.88=223.2 м³ /мин.

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

Принимаем расход воздуха равный 590м³ /мин.

590 м³ /мин ≤ 3571 м³ /мин

3.4.1.2.1 Расчет депрессии и выбор вентилятора

Определяем производительность ВМП:

Q_в =Q_р *ρ_ут м³ /мин, (75)

где, ρ_ут –коэффициент утечки воздуха в трубопроводе;

Q_в =590*1.15=678.5 м³ /мин.

Q_пр. =678.5*1.43=970 м³ /мин.

Определяем напор, который должен создавать ВМП:

, Па, (76)

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

R_тр = , Нс² /м⁴ ; (77)

где, – коэффициент аэродинамического сопротивления трубопровода;

-длина става вентиляционных труб, м;

– диаметр вентиляционного трубопровода, м;

R_тр =6.5*45*10^-5 * =2.3 Нс² /м⁴ ;

5980 Па.

Выбор вентилятора местного проветривания:

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

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

3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок

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

(78)

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

3.4.1.3.1 Расчет количества воздуха для вентиляционного штрека

м³ /мин

Q_в.ш =60*V_min *S_св, м³ /мин (79)

Q_в.ш =60*0,25*14,88=223 м³ /мин

Принимаем расход воздуха равный 223 м³ /мин.

3.4.1.3.2 Расчет количества воздуха для промежуточных печей

м³ /мин

Q_п,п,. =60*0,25*12=180 м³ /мин

ΣQ_п.п. =180*4=720 м³ /мин

Q_п.в =223+720=943 м³ /мин

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

3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения

, м³ /мин (80)

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

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

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

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

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

Q_ут.шл. =k_пер* Q_ут , м³ /мин (81)

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

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

Q_ут.шл.н =0,76*20=15,2 м³ /мин

м³ /мин

ΣQ_ут.шл.н =16*14,4=230 м³ /мин

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

Q_ут.кр.н =1,25*16*14,44=287 м³ /мин

м³ /мин

Σ Q_ут.н =230+272=502 м³ /мин

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

3.4.1.5 Расчет депрессии шахты

Расчет депрессии участка ведется по формуле

, даПа (82)

где: a- Коэффициент аэродинамического сопротивления, сгс² /м⁴

L- Длина выработки, м

P- Периметр выработки, м

S- Сечение выработки, м²

Q- Количество воздуха, проходящего по выработке м³ /с

Таблица № 12 – Расчет депрессии шахты

Депрессия шахты h=107 мм вод .ст. (даПа)

3.4.1.5 Выбор вентилятора главного проветривания

Для выбора вентилятора главного проветривания определяется его депрессия по формуле

h _в =h_ш +h _вн ,даПа (83)

где h _ш — депрессия шахты;

h _вн — внутренние потери давления в вентиляторе;

h _вн =R_в Q_в ² , даПа (84)

R_B — аэродинамическое сопротивление вентилятора ;

Q_B — дебит вентилятора м³ /с,

Q_в =k_вн.ут Q_ш, , м³ /мин (85)

k_вн.ут - коэффициент внутренних утечек вентилятора k_вн.ут =1,1

R_в = а( π/D⁴ ), (86)

а — 0,4-1 — коэффициент, учитывающий тип вентилятора;

D — диаметр рабочего колеса вентилятора, D=2,1 м.

R_в =0,6(3,14/2,1⁴ )=0,1

Q_в =0,01*6022=60,22 м³ /с

h _вн =0,1*60,22=6,022 даПа

h _в =107+6,022=113 даПа

Параметрам Q_ш =100 м³ /с и h_в =113 даПа соответствует вентиляторная установка ВОД 21 при регулировании снятием шести лопаток с рабочего колеса 2 ступени.

3.5 Водоотлив

Вода из насосных камер главного водоотлива гор. -160м выдается на действующие очистные сооружения. Вода с гор. +40м и гор. -60м перепускается на гор. -160м.

В настоящее время на шахте действуют два водоотлива на гор. -160м:

· заглубленная водоотливная установка №1 в околоствольном дворе клетьевого ствола;

· водоотливная установка №2 в околоствольном дворе нового клетьевого ствола.

Общая емкость обоих водосборников составляет 9520 м³ . Выдача водопритоков на поверхность осуществляется по трубопроводам клетьевого и нового клетьевого стволов.

Существующая водоливная установка гор.-160м клетьевого ствола рассчитана на водоприток: нормальный - 200 м³ /ч, максимальный – 570 м³ /ч. Камера оборудована 8 насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по 4 ставам труб диаметром 250мм, проложенным по клетьевому стволу.

Существующая водоливная установка гор.-160м нового клетьевого ствола рассчитана на водоприток: нормальный – 280 м³ /ч, максимальный – 850 м³ /ч. Камера оборудована 7 насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по двум ставам труб диаметром 420мм, проложенным по новому клетьевому стволу.

3.6 Подъем

Двухклетьевой подъем клетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования, материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности до гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 6х2,4, двухэтажной клетью типа 1НВ400 – 9,0.

Двухклетьевой подъем нового клетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования, материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности до гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 4х2,3, двухэтажной клетью типа 1НВ400 – 9,0. Двухскиповой подъем №1, предназначен для выдачи горной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной 2ц – 5х2,3, скипой типа С-15 в количестве четырех штук.

Двухскиповой подъем №2, предназначен для выдачи горной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной 2ц – 5х2,3, скипой типа С-15 в количестве двух штук.

3.7 Электроснабжение, автоматизация

3.7.1 Автоматизация

Проектом предусматривается полная конвейеризация транспортирования полезного ископаемого. В качестве аппаратуры автоматического управления конвейерами используется комплекс АУК-1М. Для контроля скорости и целостности[рабочего органа ленточного конвейера, проектом предусматривается применение тахогенераторных датчиков скорости УПДС. Контроль за состоянием рабочего органа скребкового конвейера осуществляется магнитоиндуктивным115 датчиком ДМ-2М. Для предотвращения схода ленты в сторону, используется датчик КСЛ-2.

Для автоматизации подземного транспорта, проектом предусмотрено применение аппаратуры: блокировки стрелок и сигналов (АБСС-1), частотного управления стрелками (ЧУС-3), комплекс устройств НЭРПА.

В качестве аппаратуры управления водоотливными установками, используется аппаратура ВАВ-1. Автоматическое управление насосными агрегатами осуществляется по уровню воды в водосборнике. В зависимости от заданной программы, насосные агрегаты включаются при верхнем, повышенном и аварийном уровнях. При отключении неисправного насоса, агрегаты включают резервный. Насосы могут работать с управляемыми задвижками и без них. Для участкового водоотлива применяется автоматизированная аппаратура управления АВ-7.

Особое внимание уделяется вентиляции, как наиболее важной системе в жизнеобеспечении шахты. Для автоматизации управления ВМП, используется аппаратура типа АПТВ, которая отвечает всем требованиям, предъявляемым к аппаратуре автоматизации. При проветривании подготовительных выработок, проектом предусмотрено применение оборудования "АПТВ" с устройством "Ветер":

1) непрерывный автоматический контроль количества воздуха, поступающего к забою тупиковой выработки по вентиляционному трубопроводу;

2) регулируемую выдержку времени на включение группового аппарата, питающего электроприемники нарезных выработок в пределах от 5 до 20 минут с момента выдачи датчиком скорости воздуха сигнала о нормальном проветривании выработки;

3) автоматическое снятие напряжение с забойного оборудования с регулируемой выдержкой времени от 0,5 до 2 минут с момента нарушения нормального проветривания;

4) снятие напряжения с забойного оборудования без выдержки времени при отключении пускателя ВМП;

5) автоматизированное местное и диспетчерское управление (через систему телемеханики) рабочим и резервным ВМП;

6) импульсное включение пускателей рабочего и резервного ВМП, обеспечивающее плавное заполнение вентиляционного трубопровода воздуха;

7) автоматическое включение резервного ВМП при отключении рабочего вентилятора;

8) автоматическое повторное импульсное включение пускателей, рабочего и резервного ВМП при восстановлении напряжения хотя бы на одном из них в течении менее 110 секунд с момента исчезновения напряжения на аппаратуре;

9) выдачу сигналов в систему телемеханики:

- о работе рабочего или резервного ВМП;

- о снижении количества воздуха, подаваемого в забой;

10) местную световую сигнализацию о нормальном и аварийном режимах проветривания и разрешении включения группового аппарата;

11) самоконтроль основных элементов схемы, в том числе защитный отказ от замыкания и отрыва сети датчика скорости воздуха в воздухопроводе;

12) нормальную работу резервного (рабочего) ВМП при отключениях на ремонт и для ремонтных осмотров пускателей.

Комплекс автоматической газовой защиты и телемеханического контроля содержания метана в рудничной атмосфере, является составной частью автоматизированной системы проветривания. Многофункциональная комплексная аппаратура "Метан" предназначена для непрерывного местного и централизованного контроля содержания метана и выдачей сигнала на автоматическое отключение электроэнергии контролируемого объекта, при достижении предельно допустимой концентрации метана в угольной шахте.

В зимнее время необходимо подогревать воздух, поступающий в шахту. Для автоматизации процесса нагрева, в калориферных установках применяется

аппаратура АКУ-63, входящая в ее комплект станция СУР-63, монтируется в помещении калорифера. Она контролирует и поддерживает заданный уровень температуры воздуха в стволе, а также выдает на пульт ПД-63 в диспетчерскую, звуковую и световую сигнализацию о температуре и работе установки.

На шахте внедрена система оперативно диспетчерского управления. В помещении диспетчерской выделен оператор АГВ, осуществляющий контроль за концентрацией метана в шахтной атмосфере. Установлены 3 пункта управления телемеханической системой "Ветер".

Для оперативного руководства технологическими процессами, имеется десятисекционный щит типа КОД-1М и пульт диспетчера с коммутатором связи ДКСГ.

С помощью установленной аппаратуры осуществляется контроль за работой всех основных технологических комплексов и агрегатов, а также управления вентиляторами местного проветривания, насосами.

3.7.2 Расчет электроснабжения

Таблица № 13 - Характеристика энергопотребителей

3.7.2.1 Расчет осветительной сети

Расчетная мощность осветительного трансформатора или пускового агрегата используемого в качестве источника питания осветительной сети, определяется:

; ( 87)

где: суммарная мощность всех ламп, Вт;

КПД сети, ;

КПД светильника, ;

коэффициент мощности светильника,

Для освещения лавы принимаем светильники типа СЗВ 1.2 М, которые устанавливаются примерно через 16м друг от друга. Техническая характеристика выбранного светильника представлена в таблице № 2

Таблица № 14 - Техническая характеристика светильника СЗВ 1.2 М

Поскольку длина лавы , то количество ламп принимаем равным 12шт.

, (88)

так как принимаем к установке АПШМ-0.1.

Следовательно, ,

Сечение жил магистрального осветительного кабеля:

(89)

где: - момент нагрузки, кВт*м;

- коэффициент, значение которого для трехфазной линии при равномерной нагрузке принимается равным 8,5;

- принимаем равным 4%;

Момент нагрузки для линий с равномерной распределенной нагрузкой:

(90)

где: - протяженность осветительной сети, м

Тогда:

Поэтому:

Согласно расчетам, принимаем кабель марки КОГРЭШ 4х6+1х4.

Расчет тока короткого замыкания осветительной сети:

(91)

Участок 1:

Участок 2:

Ток короткого замыкания рассчитываем по приведенной длине:

Точка №1:

Точка№2:

Точка№3:

Ток уставки АПШМ: (92)

- принимаем уставку равную 40 А.

Проверяем выбранную вставку относительно короткого замыкания:

(93)

3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции

3.7.2.2.1 Выбор силового трансформатора УПП №201(А) для питания комбайна К-500 Ю

Таблица № 15 – Характеристика энергопотребителей

Р_уст = 535 квт.

Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S_р присоединенных к подстанции потребителей по формуле:

; КВА (94)

где: h_c - коэффициент спроса

- Cуммарная установленная мощность потребителей,

- установленный коэффициент мощности, для очистных и подготовительных забоев принимают 0,6.

Коэффициент спроса определяется по формуле:

(95)

где: P_max - мощность наиболее мощного потребителя,

Cледовательно: мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:

КВА;

Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2

3.7.2.2.2 Выбор и проверка кабельной сети участка

Выбор кабельной сети по допустимой нагрузке производится по условию:

(96)

где: -длительно допустимый по нагреву ток кабелей с соответствующим сечением жил;

- рабочий ток кабеля.

Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:

(97)

где: коэффициент спроса для группы потребителей получающих питание от магистрального кабеля;

суммарная установленная мощность группы потребителей, получающих питание по выбираемому магистральному кабелю, кВт;

номинальное напряжение сети, В;

средневзвешенный коэффициент мощности,

Магистральный кабель для питания К-500 определяется по формуле:

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, с

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

,

так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

,

так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х35+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

,

так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Таблица№ 16 – Характеристика принятых кабелей

3.7.2.2.3 Проверка сети на колебание напряжения при пусковом режиме

а) Допустимое минимальное напряжение на зажимах эл. двигателя при пуске:

(98)

где: ;

(99)

б) Определение уровня напряжения у двигателя комбайна при пуске:

(100)

где: потеря напряжения в сети от остальных работающих двигателей при номинальном напряжении в тех участках сети, через которые получает питание основной электродвигатель;

число одновременно включающихся и получающих питание по одному кабелю электродвигателей;

- номинальный пусковой ток двигателя, А

- соответственно суммарное активное и индуктивное сопротивление трансформатора, магистрального и гибкого кабеля по которым проходит пусковой ток запускаемого электродвигателя, Ом

- коэффициент мощности электродвигателя в пусковом режиме;

3.7.2.2.4 Проверка кабельной сети участка по допустимым потерям напряжения при нормальном режиме работы

Проверка проводится исходя из условия:

; (101)

где - суммарные потери напряжения;

а) Потери напряжения в трансформаторе:

(102)

(103)

(104)

(105)

или в абсолютных величинах:

б) Потери напряжения в магистральном кабеле:

(106)

в) Потери напряжения в комбайновом кабеле:

г) Общая потеря напряжения во всех элементах цепи:

(107)

д) напряжение на зажимах комбайнового двигателя:

(108)

е) Колебания напряжения на зажимах двигателя при нормальном режиме:

что равно допустимым 5%.

Проверка кабельной сети по допустимой емкости

Таблица №17 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости

С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:

(109)

Кабельная сеть лавы проходит по допустимой емкости.

3.7.2.2.5 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети

Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:

(110)

Максимальный ток 3^х фазного к.з. определяем по формуле:

, А (111)

Таблица № 18 - Расчет токов короткого замыкания в участковой сети

3.7.2.2.6 Выбор защитной аппаратуры

Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:

1 Номинальное напряжение

2 Номинальный ток

3 Отключающая способность при трехфазном к.з.

Номинальное напряжение, на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которой он будет эксплуатироваться и должно быть не менее его: .

Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:

(112)

Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:

(113)

Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :

(114)

Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:

(115)

Встроенный в подстанцию КТПВ-630/6-1,2 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на ток 630 А изготовлены на напряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.

Встроенные в подстанцию КТПВ-630/6-1,2 автомат А3792 проходят по этим трем условиям.

3.7.2.2.7 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты

Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,

магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.

(116)

где: - уставка тока срабатывания реле, А.

-пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.

- сумма номинальных токов остальных электродвигателей.

Для защиты ответвлений,питающих группы одновременно включаемых электродвигателей:

(117)

Для защиты одиночного электродвигателя:

(118)

Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:

(119)

где: – коэффициент чувствительности защиты, равный 1,5.

Дальнейший расчет сводим в таблицу:

Таблица № 19 – Расчет уставок максимальной защиты

3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции

Выбор силового трансформатора УПП №201 (Б) для питания конвейера КСЮ-271:

Таблица № 20 – Характеристика энергопотребителей

Р_уст = 500 квт.

Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S_р присоединенных к подстанции потребителей по формуле:

; КВА (120)

где: h_c - коэффициент спроса

- Cуммарная установленная мощность потребителей,

- установленный коэффициент мощности, для очистных и подготовительных забоев принимают 0,6.

Коэффициент спроса определяется по формуле:

(121)

где: P_max - мощность наиболее мощного потребителя,

Cледовательно: мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:

КВА;

Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2.

3.7.2.3.1 Выбор и проверка кабельной сети участка

Магистральный кабель для питания лавного привода КСЮ с двумя приводными блоками по 250 КВт определяется по формуле:

Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:

(122)

где: коэффициент спроса для группы потребителей получающих питание от магистрального кабеля;

суммарная установленная мощность группы потребителей, получающих питание по выбираемому магистральному кабелю, кВт;

номинальное напряжение сети, В;

средневзвешенный коэффициент мощности,

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, с

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок ,

так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Таблица № 21 – Выбор и проверка кабельной сети

Самым мощным и удаленным электродвигателем является электродвигатель лавного привода КСЮ-271:

(123)

Таким образом

(124)

где:

Следовательно:

Условие выполнено.

3.7.2.3.2 Проверка кабельной сети по допустимой емкости

Таблица № 22 - Проверка кабельной сети по допустимой емкости

С учетом емкости электродвигателей и электрических аппаратов общая емкость сети равна:

(125)

Кабельная сеть подстанции УПП 201(Б) проходит по допустимой емкости.

3.7.2.3.3 Расчет токов короткого замыкания в участковой сети

Расчет производим методом приведенных длин приложенному в ПБ:

(126)

Максимальный ток 3^х фазного к.з. определяем по формуле:

, А (127)

Таблица № 23 – Расчет токов короткого замыкания

3.7.2.3.4 Выбор защитной аппаратуры

Каждый аппарат согласно ПБ должен быть проверен на:

1 Номинальное напряжение

2 Номинальный ток

3 Отключающая способность при трехфазном к.з.

Номинальное напряжение, на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которой он будет эксплуатироваться и должно быть не менее его:

. (128)

Номинальный ток аппарата должен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой он будет эксплуатироваться:

(129)

Отключающая способность аппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазного к.з. на его защимах:

(130)

Ток трехфазного к.з. определяется из соотношения :

(131)

Требуемый в этом случае предельный отключаемый ток:

(132)

Встроенный в подстанцию КТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на

ток 630А изготовлены на напряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.

Встроенные в подстанцию КТПВ-630 автомат А3792 проходят по этим трем условиям.

3.7.3.3.5 Выбор и проверка уставок максимальной токовой защиты

Величина уставки тока срабатывания реле автоматических выключателей,

магнитных пускателей определяется по формулам для защиты магистралей.

(133)

где: - уставка тока срабатывания реле, А.

-пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.

- сумма номинальных токов остальных электродвигателей.

Для защиты ответвлений, питающих группы одновременно включаемых электродвигателей:

(134)

Для защиты одиночного электродвигателя:

(135)

Выбранная уставка проверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:

(136)

где: – коэффициент чувствительности защиты, равный 1,5.

Таблица № 24 – Расчет уставок максимальной защиты

3.7.2.4 Выбор силового трансформатора УПП № 201(В) для питания перегружателя, дробилки, лебедок

Таблица №25 – Характеристика энергопотребителей

Р_уст = 560 квт

Мощность трансформаторной подстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки S_р присоединенных к подстанции потребителей по формуле № 120.

Коэффициент спроса определяется по формуле № 121.

Cледовательно мощность трансформаторной подстанции определяется по формуле:

КВА;

Принимаем к установке подстанцию типа КТПВ 630-6/0,69.

3.7.2.4.1 Выбор и проверка кабельной сети участка

Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле № 97

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с

Участок

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

Принимаем кабель типа КГЭШ 3х50+3х4+1х10, в параллель с

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х50+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, , так как принимаем кабель типа КГЭШ 3х50+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х70+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х95+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х50+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х35+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х35+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Участок

, так как принимаем кабель типа

КГЭШ 3х35+3х4+1х10

Условие выполняется, кабель соответствует условиям эксплуатации.

Таблица №26 Выбор и проверка кабельной сети