Спецчасть (стр. 5 из 25)

Таким образом удельные приведенные затраты по второму варианту значительно превышают затраты по первому варианту, кроме того существенно сокращается срок строительства шахты .

Следовательно принимаем первый вариант вскрытия шахтного поля (см рис. 3.2.1).

3.3. Капитальные и подготовительные выработки

Выбор сечения любой выработки производится из условия обеспечения размещения и функционирования транспортных средств, машин и механизмов с соблюдением регламентированных ПБ зазоров и ограничений скорости движения воздуха в выработках.

Площади поперечного сечения квершлагов, магистральных штреков, панельных бремсбергов определяется в 14,4 м².

Выработки примыкающие к очистному забою проводятся сечением 12,8 м² для обеспечения условий высокопроизводительной работы комплексов : необходимо создание запаса сечения для уменьшения затрат на перекрепление, выноса головки лавного конвейера для безнишевой технологии, размещения конвейерного оборудования.

Перечень выработок, их параметры и затраты на проведение представлены в таблице 3.3.1. Стоимостные параметры подсчитаны по программам серии СС СПГГИ(ТУ).

Таблица 3.3.1

Выработки проводимые до ввода шахты в эксплуатацию

№	Выработка	S,м2	Колич./ длина	Ст-ть 1м, руб.	Полная ст-ть, руб.
1	Скиповой ствол	50,3	1 / 470	40599	29 712 000
2	Клетьевой ствол	50,3	1 / 430	39 094	33 423 000
3	Околоствольный двор 1 гор	-	-	-	104 330 000
4	Квершлаг 1 горизонта	14,4	2 /83	14 004	2 324 644
5	Магистральный штрек (n11)	То же	2 /1600	5 253	16 809 600
6	То же по пласту n14+13+12	↔	2 / 1600	4 942,86	15 817 152
7	Панельный бремсберг n11	↔	3 / 1300	5 421	21 141 900
8	То же по пласту n14+13+12	↔	3 / 1300	5 100	19 890 000
9	Гезенк капитальный	20,0	1 / 30	12 655,94	377 978
10	Фланговый вен. уклон	14,4	4/1300	6 606	34 351 200
11	Вен штрек	14,4	4 / 1600	5 253	33 619 200
12	Вен квершлаг	14,4	2 / 83	12 353	2 050 598
13	Вен ствол № 1	28,3	1 / 120	22 020	2 642 407,2
Итого затраты на горные работы до ввода шахты в 336 699 279 эсплуатацию:

4. Проведение и крепление горной выработки

4.1. Общие сведения

Проектом предусмотрено проведение штрека комплексом КГК-1М, который базируется на комбайне 4ПП-2 с перегружателем УПЛ-1К.В состав комплекса входит скребковый конвейер СР-70М. Дальнейшее транспортирование отбитой породы и угля производится ленточным конвейером 2ЛЛ 100.Доставка материалов и оборудования а также людей производится по канатной монорельсовой дороге 6 ДМК.

Все члены бригады принимают и сдают смену на рабочем месте, проверяют состояние машин и механизмов, энергопитание, связи, оросительных, противопожарных и других устройств, направление выработки, прочность установленной крепи и наличие запасов ее элементов и других материалов.

Машинист комбайна и его помощник при необходимости заменяют в начале смены зубки на режущей головке, заливают масло в гидросистему комбайна. Машинист включает комбайн и производит выемку угля и породы на расстояние одного цикла. Помощник следит за погрузкой угля, положением электрокабеля, направлением забоя, остальные члены бригады зачищают почву по бокам выработки, подготавливают лунки для установки крепи и устройства канавки в бороздах образованных режущей головкой, подготавливают элементы крепи, обеспечивают непрерывность транспортирования угля и породы из забоя и доставку крепежных материалов.

Проходка ведется по смешанному забою с захватом ложной кровли и частично непосредственной кровли общей мощностью 2,8 м и подработкой почвы на 0,5 м. Расположение горной выработки относительно пласта угля и вмещающих пород показано на чертеже.

4.2. Выбор типа крепи

4.2.1. Расчёт прочности пород

Расчет произведен по методике ВНИМИ. Схема к расчету на рис. 4.1

Rср = Qсж*Кс , Кс = 0,9

Rср 1 = 100 * 0,9 = 90 Мпа

Rср 2 = 85 * 0,9 = 76,5 Мпа

Rср 3 = 67 * 0,9 = 60,3 Мпа

Rср 4 = 42 * 0,9 = 37,8 Мпа

Rср 5 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа

Rср 6 = 14,1 * 0,9 = 12,69 Мпа

Rср 7 = 38,5 * 0,9 = 34,65 Мпа

Rср 8 = 55,5 * 0,9 = 49,95 Мпа

Rср 9 = 91,9 * 0,9 = 82,71 Мпа

Определим расчётную прочность пород кровли

Rср кр = (Rср3*m3 + Rср4 * m4 + Rср5*m5) / (m3+m4+m5) = 54,1 МПа

4.2.2.Расчёт нагрузки на основную крепь

Нагрузка определяется по величине смещений

Р=Р^н * Кп* Кпр* Впр , где

Р^н =140кПа - нормативная удельная нагрузка

Кп = 1,0 – коэффициент перегрузки и степени надёжности

Кпр = 1,0 – коэффициент влияния способа проведения

Впр = 5,4 м – ширина выработки в проходке

Р = 576,9 кн / м

4.3.3. Расчёт смещений пород кровли

Uкр = К*Кш*Кв*Кt*Uт кр , где

Uт кр = 250 мм – смещение пород кровли в типовых условиях

К = 1,0 – коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходке относительно напластования

Кш = 0,88 – коэффициент влияния ширины выработки

Кв = 1,0 – коэффициент воздействия других выработок

Кt = 1,0 – коэффициент влияния времени

Uкр = 1*0,88*1*1*250 = 220 мм

4.3.4.Определение плотности основной крепи

Выбираем арочную металлическую крепь из профиля СВП – 27 , замки КМП – А3 с сопротивлением 290 кН и вертикальной податливостью 400 мм .

n = 576,9/ 290 = 1,98 рам / м

Принято 2 арки на метр , т.е. плотность крепи r =0,5.

4.3. Расчет графика цикличности

Характеристика выработки

- сечение в свету - 14,4 м²,

- сечение в проходке – 17,57 м²,

- плотность установки рам крепи –2 рам / м,

- угол наклона выработки – 0 градусов,

- протяженность выработки – 1600 м,

- 30% подрывка породы крепостью =3,5

За цикл принимаем проведение и крепление штрека на 1 метр.

Объем работ на 1 метр

по выемке горной массы – 17,5 м³,

по установке рам крепи – 2 рамы,

Средняя крепость пород по забою

f=2,8 (1-0,3) + 3,5 ^. 0,6=2,31

Расчет трудоемкости работ

q _в.п. – трудоемкость работ по управлению комбайном , q _в.п.=Nк./Pтех.

N_к – число обслуживающих комбайн рабочих,

Р_тех – техническая производительность комбайна, м³

Р_тех = а ( b / f – c ) d,

где коэффициенты а = 0,35; b = 4,95; c = -0,010; d = 0,9,

Р _тех = 0,67 м³/мин

Тогда q _в.п. = 2 / 0.67 = 3,00 чел^. мин/м³

q₁ - трудоемкость подготовительно-заключительных операций,

q₂ – трудоемкость замены зубков,

q₂ = a ( b + cf ),

где коэффициенты а = 0,402; b = 0,420; с = 0,386,

q₂ = 0,52 чел ^. мин/м³

q_{3 , 4} = а ( b + c f – d f² )

где коэффициенты для q₃ a = 1,859; b = 0,125; c = 0,225; d = 0,01

для q₄ a = 0,320; b = 0,336; c = 0,468; d = 0,017

получаем

q₃ = 1,1 чел ^. мин /м³ q ₄ = 0,42 чел мин/м³

Крепление выработки

q₁ – трудоемкость подноски крепежных материалов

q₁ = 12,5 × (1,159 – 0,068 × Sвч + 0,005 × Sвч²) × Lp/20

Где Lp - расстояние подноски крепи (20 м)

q₁ = 18,74 чел × мин / арка

q₂ – трудоемкость подготовки лунок

q₂ = 1,6(0,223 + 0,132f – 0,003f²)

q₂ = 0,81 чел × мин/арка

q₃ - трудоемкость выравнивания кровли и боков выработки

q₃ = 13,25(0,364 + 0,06Sвч) × (0,126 + 0,161f – 0,007f²)

q₃ = 8,6 чел × мин/ арка

q₄ – трудоемкость хомутной установки, установки планок, клиньев

q₄ = 8 чел × мин /арка

q₅ – трудоемкость установки и соединения элементов крепи

q₅ = 41(0,359 = 0,035Sвч + 0,0024Sвч² )

q₅ = 69,86 чел × мин/арка

q₆ – трудоемкость затяжки и забутовки пустот

q₆ = 64(0,47 + 0,032Sвч + 0,0019Sвч² )/r

где r – число рам на метр

q₆ = 103,04 чел × мин/арка

q_н.т – трудоемкость наращивания труб вентиляции и водовода

q_н.т = 7,8 чел × мин/м

q_к – трудоемкость проведения канавки

q_к = 16,1 × (0,7 + 0,057f – 0,002f² )

q_к = 13,22 чел × мин/м³

Результаты расчета сведены в таблицу 4.1.

Таблица 4.1.

Операции	Условные обозначения	Единицы измерения	Трудоемкость чел. мин
			На ед. изм.	На 1 м выр.
Разработка и погрузка горной массы	Ртех qвп q1 q2 q3 q4 qвп	М3/мин М3 Смена М3 М3 М3 М3	0,67 2,98 40 0,52 1,1 0,42 -	- 52,15 8,9 9,1 19,25 7,35 96,75
Крепление выработки	q1 q2 q3 q4 q5 q6 qпр	Арка Арка Арка Арка Арка Арка -	18,74 0,81 8,6 8 69,86 103,04 159,85	38,5 1,62 17,2 16 139,72 206,1 318,17
Наращива-ние монорельса	qм	м	20	20
Наращива-ние труб Вентиляции И водо- Отлива	qнт	м	7,8	7,8
Проведение Канавки	q2	м	13,22	13,22
Всего	q	цикл	-	456

4.4. Распределение работ по категориям