ДП Сытник.Пров Microsoft Word

РЕФЕРАТ
Пояснительная записка дипломного проекта 65 с, 5 рис., 17 табл. 16 источников.
Объектом исследования является технология проведения подготовительной выработки в заданных горно-геологических условиях.
Цель работы: проект технологии проведения подготовительной выработки.
Методы исследования – метод технического анализа и технико-экономических расчетов.
Выбрано необходимое оборудование для механизации проходческих работ, проведены расчеты: размеров поперечного сечения выработки, прочных размеров крепи, производительности проходческого комбайна, проветривания подготовительного забоя, выполнено описание технологии проходческих работ, намечены мероприятия по безопасному ведению работ.
При расчетах ориентировались на конкретные горно-геологические условия и принятое проходческое и вспомогательное оборудование. Проектом предусматривается комбайновый способ проведения горной выработки. В предлагаемой технологии принимается комбайн современного технического уровня.
Месячная скорость проведения выработки составила 288 м/мес.

ГОРНЫЕ ПОРОДЫ, ПЛАСТ, ПОЧВА, КРОВЛЯ, ЗАБОЙ ВЫРАБОТКИ, АРОЧНАЯ КРЕПЬ, ПРОВЕДЕНИЕ, ШТРЕК, ПРОХОДЧЕСКИЙ КОМБАЙН, КОНВЕЙЕР, ВЕНТИЛЯЦИЯ, ВСПОМОГАТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ.

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ
6





1
ОБЩАЯ ЧАСТЬ

7

1.1
Общие сведения о шахте
7

1.2
Краткая геологическая характеристика месторождения
7

1.3
Вскрытие шахтного поля
8

1.4
Способ подготовки пласта к обработке
9

1.5
Технология проведения подготовительных выработок
9

1.6
Технология очистных работ
10

1.7
Шахтный транспорт
10

1.8
Электроснабжение шахты
11

1.9
Вентиляция
11

1.10
Водоотлив шахты
12





2
СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

13

2.1
Назначение выработки и горно-геологические условия ее проведения
13


2.2
Анализ технологии проведения выработки на шахте
13

2.3
Выбор формы поперечного сечения выработки и вида горной крепи
14

2.4
Определение размеров поперечного сечения выработки
14

2.5
Выбор вида подрывки боковых пород
16

2.6
Крепление выработки
17

2.7
Выбор способа и технологической схемы проведения выработки
21

2.8
Выбор механизации проходческих работ
22

2.9
Расчет основных показателей проведения выработки
23

2.10
Технология подготовительных работ
25

2.11
Вспомогательные работы при проведении выработки
27

2.12
Проветривание подготовительной выработки
28

2.13
Водоотлив при проведении выработки
30





3
ЭЛЕКТРИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

32

3.1
Выбор рациональной системы электроснабжения
32

3.2
Выбор напряжений
32

3.3
Расчет и выбор трансформатора для питания осветительных сетей
32

3.4
Характеристика приемников электроэнергии
34

3.5
Определение мощности и выбор трансформаторной подстанции
35

3.6
Определение длин кабелей
36

3.7
Расчет и выбор низковольтной кабельной сети
37

3.8
Расчет токов короткого замыкания
39

3.9
Расчет, выбор и проверка низковольтной аппаратуры управления и максимальной токовой защиты
42





4
ОХРАНА ТРУДА

45

4.1
Общие вопросы безопасности работ
45

4.2
Меры безопасности при эксплуатации проходческих комбайнов
45

4.3
Меры безопасности при работе с электрическим и механическим оборудованием
46

4.4
Меры безопасности при креплении выработки
46

4.5
Противопожарные мероприятия
47

4.6
Мероприятия по предупреждению и локализации взрывов угольной пыли
47

4.7
Меры борьбы с метаном
48

4.8
Действия рабочих, застигнутых внезапным выбросом
50





5
ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

51

5.1
Расчет комплексной нормы выработки и расценки
51

5.2
Штат рабочих комплексной бригады
52

5.3
Расчет численности электрослесарей
52

5.4
Расчет продолжительности рабочих процессов на смену и составление графика организации работ
55

5.5
Продолжительность производственного процесса
55

5.6

5.7
5.8
Расчет продолжительности вспомогательных процессов, выполняемых в первую смену на сутки
Расчет производительности труда проходчика за смену (выход) и за месяц.
Планирование себестоимости одного погонного метра проведения

56

56
57

5.9
5.10
Калькуляция себестоимости 1 погонного метра

Расчет показателей экономической эффективности

Выводы
62

63
64



Перечень источников
65











ВЕДЕНИЕ
Угольная промышленность Украины является основой топливо – энергетического комплекса страны, т.к. запасы нефти и газа на ее территории весьма ограничены. Уголь используют в теплоэнергетики, химической промышленности, а также для производства кокса.
Основным угледобывающим бассейном страны является Донбасс, расположенный на востоке Украины за последние годы глубина горных работ в бассейне достигла 1000 метров, а средняя мощность разрабатываемых пластов не превышает 1 метра. Кроме того, с ростом горных работ увеличилась газообильность пластов и вмещающих пород, их температура и величина горного давления, возросла вероятность внезапных выбросов угля и газа. Поэтому добыча угля в бассейне отмечается сложными горно – геологическими условиями, высокой трудоемкостью работ и себестоимостью угля, низкой производительностью труда. При подземном способе добычи угля ведущее место принадлежит горнопроходческим работам, от которых зависит своевременный ввод в эксплуатацию новых очистных забоев с внедрением и переходом на столбовые системы разработки возникла необходимость резкого увеличения скорости проведения горных выработок м конвейерная транспортировка горной массы.
В данном дипломном проекте решается задача проведения вентиляционного штрека 1-й южной лавы блока № 7 по пласту d4 в условиях ш/у «Покровское».



1 ОБЩАЯ ЧАСТЬ
Общие сведения о шахте
Публичное акционерное общество шахтоуправление «Покровское» расположено в 16 км западнее города Красноармейска Донецкой области. По административному делению поле шахты относится к Красноармейскому району Донецкой области.
Шахтоуправление «Покровское» - это бывшая шахта «Красноармейская –Западная № 1» заложена в 1974 году. Промышленные запасы угля рабочего пласта d4 оцениваются 112,2млн.тонн.Промышленные запасы подготовленных к выемке блоков составляют 64,7 млн.тонн. Полная проектная мощность шахты составляет 2100 тыс.тонн в год:
-первый - мощностью 1500тыс. тонн с одновременной работой четырех лав в блоках №6 и №4 намечалось ввести в 1990году;
- второй- мощностью 600тыс. тонн в составе дополнительно двух лав в блоках №2 и №3 намечалось ввести в 1994году. Срок службы шахты -65 лет. С учетом развития и затухания работ -70 лет. Граница шахтного поля:
-по восстанию Криворожско-Павловский сброс;
-по падению Котлинский надвиг;
- по простиранию на север –сброс № 6 и установленная линия, проводящая его до Криворожско-Павловский сброса, на юге условная линия, проходящая через скважину № 2184 и линию выклинивания пласта до Котлинского надвига. Севернее и южнее указанных границ шахтного поля до линии выклинивания пласта располагаются северные и южные резервные блоки шахты.
Размеры шахтного поля:- по простиранию 16 км; по падению -6 км.
Принятый режим работы шахты следующий:
-число рабочих дней в году-300;
-число рабочих дней для трудящихся -260;
- число рабочих смен по добыче угля в сутки -3;
-продолжительность рабочей смены на подземных работах -6 часов, на поверхности-7 часов;
-количество рабочих смен в очистных забоях, в зонах , опасных по внезапным выбросам – две добычные, одна ремонтно-подготовительная, одна- для проведения противовыбросных мероприятий;
-в подготовительных забоях – три смены по проведению выработок и одна для ремонтно-подготовительных работ, прогноза выбросоопасных зон и проведения мероприятий по борьбе с внезапными выбросами.

1.2 Краткая геологическая характеристика месторождения

Промышленное значение на поле шахты имеет пласт d4, и на отдельных участках пласт d6. Пласт d4 характеризуется простым строением. Общая мощность пласта колеблется от 0,90 м до 2,15м, полезная от 0,75 м до 1,90 м, редко до 2,00 м.
Уголь пласта d4 коксующийся, марки ОС. На всей площади поля уголь содержит серу в среднем 0,8%.Зольность пласта неустойчивая и постоянно увеличивается от центра поля к периферии.
Основная кровля представлена мелкозернистым песчаником мощностью до 20 метром, наиболее характерной 5-10 метром.
Породы непосредственной почвы слабые. Это глинистые или песчаные сланцы общей мощностью до 2,0 м с коэффициентом крепости f 3.Ниже сланцев залегает песчаник мощностью до 20 метров.
Метаноносность пласта d4 изменяется от 10 до 25 м3/т. Максимальные значения метаноносности -30 м3/т сухой без зольной массы приуроченные к отметке минус 525 м.Вмещающие породы на поле шахты характеризуются высокой газоносностью .При ведении горных работ возможны суфляры.
Угольный пласт отнесен к выбросоопасным.
Шахта опасна по выбросам угольной пыли.
Породы, вмещающие угольный пласт ,силикозоопасны.
Приток воды составит: -нормальный -243 м3/час, -максимальный -370 м3/час.
Гидро-геологиские условия отработки пласта сложные. При ведении горных работ возможны прорывы воды из кровли или почвы с величиной притока до 80 м3/час.

Вскрытие шахтного поля

Шахтное поле вскрыто двумя центрально-сдвоенными вертикальными стволами – главным и вспомогательным.
Для целей вентиляции пройдены восточный воздухоподающий ствол № 1 и вентиляционный ствол № 1 блока № 6 и вентиляционная скважина.
Главный ствол оборудован двумя многоканатными подъемными установками – угольной и породной. Двухскиповой угольной подъем оборудован скипами с секторным затвором вместимостью 35 м3, грузоподъемностью 20,5 т с многоканатной подъемной машиной ЦШ -5х4, привод подъема безредукторный от двигателя постоянного тока П2-800-255-8к УХЛ4,4000 квт,750 в, 53,3 об/мин.Максимальная скорость подъема 14 м/сек. Односкиповой породный подъем оборудован скипом с секторным затвором емкостью 11 м3, грузоподъемностью 15,8 т порорды с многоканатной машиной ЦШ 4х4. Привод подъема безредукторный, двигатель постоянного тока П2-630-214-4КУ4 1250 квт,45 об/мин.
Вспомогательный ствол оборудован двумя многоканатными подъемными установками одноклетьевыми подъемами №1 и №2. Подъемы оборудованы двухэтажными клетями на вагонетку ВДК-3.3 и многоканатными подъемными машинами ЦШ 3,25х4.
Привод подъемов – редукторный с асинхронными двигателями (по две штуки на каждый подъем) типа АКН-16-57-12, 800 квт, 6 кв, 49 об/мин. Максимальная скорость подъемов 11,35 м/сек. Воздухоподающий ствол № 1 оборудован одноклетьевым и базовым подъемами и будет использоваться при строительстве второй очереди. Одноклетьевой подъем оборудован машиной ГЦ 3,5х1,7 и клетью на 21 человек. Привод машины – асинхронный, с двумя двигателями мощностью по 800 квт и скоростью подъема 7,3 м\сек.
Вентиляционный ствол № 1 блока № 6 оборудован одноклетьевым вспомогательным подъемом с клетью на 18 человек и машиной ЦР 4х3,0/0,7.Привод машины асинхронный с передаточным отношением редуктора 10,5. Электродвигатели для подъема 2 штуки АКН -17-39-16 У4, 630 квт,6кв,365 об\мин. Максимальная скорость подъема 7,25 м/с. Подъем оборудован для аварийной выдачи людей.
Вентиляционная скважина оборудована вспомогательным подъемом с клетью на 2 человека и машиной ЦР 2х 1,5.Максимальная скорость подъема -2,5 м/с. Электродвигатель для подъема АК 104 – 8М, 160 квт, 380 в,730 об/мин.Подъем используется для аварийной выдачи людей.

1.4 Способ подготовки пласта к отработке

Подготовка шахтного поля принята погоризонтная с проведением откаточных штреков на горизонте593 м и дренажно-вентиляционных выработок на горизонте 708 м.
Проектом строительства шахты принята система разработки длинными столбами по падению с выемкой лавами по восстанию при прямоточной схеме проветривания выемочного участка.
В блоке 4 принята система разработки длинными столбами по простиранию. Схема проветривания – прямоточная.
Подготовка выемочных столбов, предназначенных для отработки их по восстанию, предусматривается наклонными бортовыми выработками -конвейерной и воздухоподающей, проводимыми снизу вверх, со стороны дренажных горизонтов. По мере отработки столба воздухоподающая выработка погашается, а конвейерная (со стороны массива) поддерживается для повторного использования в качестве воздухоподающего при ваыемке очередного столба. Способ управления кровли – полное обрушение. Ведение очистных и подготовительных работ предусмотрено с проведением текущего прогноза выбросоопасности. В опасных по выбросам зонах должны осуществляться мероприятия по предотвращению внезапных выбросов.

1.5. Технология проведения подготовительных выработок

Для своевременного воспроизводства линии очистных забоев в процессе эксплуатации шахты в работе должно находиться одновременно до 10 подготовительных забоев, в том числе на первый пусковой комплект - 9 забоев. Основной объем подготовительных работ приходится на бортовые выработки, которые предусмотрено использовать повторно. Для проведения этих выработок используются проходческие комбайны 4ПП-2М, КСП-32,КСП-42. Протяженные полевые выработки на шахте проводятся при помощи комплекса КТВ-2Д буровзрывным способом с применением породопогрузочной машины 2ПМБ-2Б,бурильной установкой УБШ -253, перегружателя ППЛ. Транспортирование отбитой горной массы от забоев осуществляется вагонетками типа ВД-3,3.
Крепление выработок предусматривается податливой арочной крепью КМП-А3 сечением в свету 11.2 м2 - 18,3 м2.
Выработки проводятся с выполнением текущего прогноза с выполнением текущего прогноза выбросоопасных зон путем бурения контрольной скважины с опережением 1,5.

Технология очистных работ

Технология ведения очистных работ в лавах принята на основании технологической схемы организации работы комплексов 3 МКД-90,1МКДД, 2МКДД, МУРО -2800-3200,выполненной институтом Гипромуглемаш. Выбор типа и типоразмеров механизированного комплекса производится согласно «Методических рекомендаций по выбору типоразмера механизированных комплексов», ДонУГИ, Донецк,1985 год.
Принятая схема ведения очистных работ на шахте следующая: добычная смена начинается с подготовительных работ на комбайне и выемки угля в автоматическом режиме. Передвижка секций крепи производится при ручном или дистанционном управлении. Затем обратным ходом зачищается лава по всей длине, с передвижкой забойного конвейера вслед за движением очистного комбайна.

Шахтный транспорт

На шахте осуществлена полная конвейеризация угля и горной массы от очистных и подготовительных забоев до загрузочных устройств главного ствола гор.593 м. (скребковыми – СП-202, ленточными 1ЛПТ-800,. 1Л1000,)
Транспорт оборудования, материалов и людей по откаточным выработкам горизонта 593 м и 708 м осуществляется в шахтных вагонетках типа ВГ-2,5 и пассажирских вагонетках типа ВГП-18 с помощью электровозной откатки.
Транспорт оборудования, материалов и людей по воздухоподающим и вентиляционным ходкам, квершлагам, уклонам, бремсбергам и конвейерным штрекам осуществляется монорельсовыми подвесными дорогами. Доставка людей с поверхности к очистным и проходческим забоям осуществляется:
-с поверхности на гор.593 и 708 м – одноклетьевыми с противовесами подъемами вспомогательного ствола;
- по откаточным выработкам гор 593 и 708 м электровозной откаткой в пассажирских вагонетках типа ВГП-18;
- по ходкам и конвейерным штрекам блоков – дорогами подвесными монорельсовыми типа ДМКУ1 и KSP 32.

Электроснабжение шахты

Шахта расположена в районе, электроснабжение которого обеспечивает электрические сети ОАО «Донецкоблэнерго». Электроэнергию шахта получает от Донецкого филиала ГП «Укрэнергоуголь», на балансе которого находятся подстанции 110кВт на площадках главного ствола ВПС-1.
Питание существующих подземных электроприемников осуществляется от центральных поземных подстанций (ЦПП) гор.593м, ЦПП гор.708м, и ЦПП ВПС.
ЦПП гор.593м, трех секционного состава, получает питание от шахтной поверхностной подстанции 110/6кВ по трем кабельным линиям, которые выполнены кабелями марки ЦСПН-6 сечением 3*120мм2. От ЦПП гор.593м запитаны три распределительных пункта высокого напряжения (РПП-6) РПП-6№3, №6, №7.
ЦППгор.708м,четырех секционного состава, питается от шахтной поверхностной подстанции 110/6кВ по четырем кабелям. От ЦПП гор.708м получает питание РПП-6№8.От РПП-6№8запитан РПП-6№5,а от него РПП-6 №2.ЦПП ВПС, трех секционного состава, запитана от шахтной поверхностной подстанции 110/6кВ ВПС-1 по трем кабельным линиям, которые выполнены кабелями марки ЦСПН-6 сечением 3*95мм2 . От ЦПП ВПС питается РПП-6№1, а от него РПП-6 №9.
Низковольтные электроприемники получают питание от шахтных передвижных подстанций, мощностью от 160 до1000 кВА.
Силовая кабельная сеть в шахте электроприемников напряжением 6кВ, устанавливаемых стационарно, выполняется кабелями марок ВЭВБбШв-6, а для передвижных - ЭВБВнг -6.
Низковольтные электролприемники напряжением до 1.2кВ, запитываются кабелями марок: стационарные – ВЭВБбШв -1.2, а передвижные - КГЭШ-1.4
Низковольтные распределительные пункты (РПП-066) комплектуются автоматическими выключателями типа АВ-400Р, магнитными пускателями ПВИ-М, ПВИ - МР, агрегатами пусковыми АПШ1 и другими аппаратами, допущенными к применению в шахте в соответствии с требованиями ПБ.
Электроснабжение вентиляторов местного проветривания выполняется в соответствии с требованиями ПБ.

1.9 Вентиляция

Шахта по газу метану отнесена к опасным по внезапным выбросам. Абсолютная метанообильность шахты с учетом каптируемого метана составляла 238м3/мин, относительная -58м3/т. Угольный пласт d4 опасный по взрыву угольной пыли, опасный по внезапным выбросам угля и газа ниже изогипсы минус 521,2м.
Способ проветривания шахты - всасывающий, схема проветривания- комбинированная.
Подача свежего воздуха в шахту осуществляется по вспомогательному стволу, воздухоподающим стволам №1 и №2 за счет вентиляционной депрессии, создаваемой главной вентиляторной установкой главного ствола №1 из двух вентиляторов типа ВЦД-47У и вентиляторной установкой вентиляционного ствола №1 из двух вентиляторов типа ВЦД-31,5 М. У вентиляторной скважины, после ее расширения, на промплощадке воздухоподающего ствола №1 предусматривается ввести в работу вентиляторную установку из двух вентиляторов типа ВЦД-31,5М.
Проветривание тупиковых забоев производится вентиляторами местного проветривания ВМЭ-6у, ВМЭ-2/8, ВМЭ-2/10 по трубопроводам IA 1000*20 диаметром 1000 мм с полиэтиленовыми рукавами.

Водоотлив шахты

Общешахтный приток воды составляет: Qнорм=253м3/ч, Qмах=342м3/ч. Главная водоотливная установка расположена в околоствольном дворе гор.708м у центрально-сдвоенных вертикальных стволов, вместимость водосборника, состоящего из двух ветвей -3300м3. Состояние горных выработок водоотливного комплекса шахты удовлетворительное. В работе по откачке воды из шахты на поверхность находится главная водоотливная установка гор.708м, состоящая из 66насосных агрегатов, два из которых типа НСШ410-819 и четыре типа НЦШ410-728 с электродвигателями мощностью по 1600кВт.
Вода с водосборника гор.708м на поверхность откачивается по трем водоотливным ставам из труб Dу 200мм,проложенным во вспомогательном стволе и двум водоотливным скважинам Dу 200мм. Состояние водоотливной установки, водоотливных ставов и скважин удовлетворительное. Кроме того, в работе по откачке воды находятся участковые водоотливные установки:
-конвейерного ходка блока№8 из трех насосных агрегатов ЦНС180-170;
-грузового ходка блока№8 из трех насосных агрегатов ЦНС60-125;
-воздухоподающего ходка блоков №3-№5 из двух насосных агрегатов ЦНС60-225.

2 СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
2.1 Назначение выработки и горно-геологические условия ее проведения

Вентиляционный штрек 1-й южной лавы блока 7 пласта d4 проводится для подготовки 1 южной лавы пласта d4, а также для доставки материалов и оборудования, передвижения людей, пропуска исходящей струи воздуха. Длина выработки 1600 м, срок службы 5 лет. При проведении в выработке будут проложены три конвейера типа 1Л-100, монорельсовая дорога КSP. Штрек проходится горизонтально, по простиранию пласта.
Для обеспечения выемочного участка необходимым количеством воздуха по выработке будет проходить Qэ= 1040 м3/мин воздуха. Ожидаемое газовыделение в выработке будет составлять Iзп= 2,0 м3/мин, обводненность выработки qн = 15-18 м3/ч, глубина заложения выработки Н = 590 м.
Штрек проводится по пласту мощностью 0,95 -1,18 м с углом падения пласта- 40, крепостью угля f= 1,5. В кровли пласта залегает песчаник мощностью 8,9 м крепостью f= 6, выше залегает алевролит мощностью 4,2 м крепостью f= 5 Почва угольного пласта – алевролит, в начале слоя «кучерявчик», склонный к пучению, мощностью 1,0 м, крепостью 3-5.Ниже залегает песчаник средней мощностью 7,7 м, крепостью 6-8.
Угольный пласт d4 опасен по пыли, является сверхкатегорный по газу.
Температура вмещающих пород 25,00С.
Структурная колонка пласта представлена на листе № 1 графической части данного дипломного проекта.

2.2 Анализ технологии проведения выработки на шахте

В шахтоуправлении «Покровское» в вентиляционном штреке 1-й южной лавы блока 7 пласта d4 предусмотрено проведения выработки узким забоем проходческим комбайном КСП-32 на конвейер 1Л-100. Доставка материалов осуществляется монорельсовой дорогой КSР. Шаг установки крепи 0,67 м. Выработка крепится крепью типа КМП-А3К/18,1 В качестве затяжки используется: для кровли- ж\б затяжка, и для боков – металлическая сетка.
Скорость проведения выработки составляет 4,0 м в сутки, или 120 м/мес. Технологическая схема проведения выработки приведена на листе №1 графической части данного дипломного проекта.
Для улучшения технико-экономических показателей данным проектом предусматриваем проведение вентиляционным штрека проходческим комбайном КСП-42 с перегружателем ППЛ-1 на конвейер 1Л-100.
Данные мероприятия позволят:
- увеличить скорость проведения выработки;
-увеличить производительность труда проходчика;
-сократить срок проведения конвейерного штрека;
- повысить безопасность труда.

2.3 Выбор формы поперечного сечения выработки и вида горной крепи

Форма поперечного сечения выработки влияет на выбор технологии проведения выработки.
При выборе формы поперечного сечения выработки учитываем срок службы, отношение к зоне влияния очистных работ, возможность повторного использования, способ проведения, опыт крепления подготовительных выработок, глубину заложения выработки, принимаем арочную форму сечения выработки, которая приближается к очертанию свода естественного равновесия и более благоприятна с точки зрения устойчивости.
Металлические арочные податливые крепи являются наиболее распространенными видами крепи на шахтах Украины. Учитывая мощность угольного пласта и ряд других рекомендаций, предварительно принимаем крепь типа КМП-А3, изготавливаемую из проката спецпрофиля.

2.4 Определение размеров поперечного сечения выработки

2.4.1 Определение ширины выработки

Поскольку при проведении в проектируемой выработке предусматривается конвейер и монорельсовая дорога, то ее ширину в метрах Вмin в свету на высоте 1,8 м от почвы согласно расчетной схемы определяется по формул



Рисунок 2. 1 – Схема к определению ширины выработки
Вmin = m + С + р + А +п, м;
Где: m – зазор между крепью и подвижным составом, м;
m = 0,25 м;
С-ширина конвейерного става; С = 1.0м
А- ширина подвижного состава, А = 1,45 м
n – ширина прохода для людей, n= 0,7 м;
Вmin = 0,25 + 1,0 + 0,4 +1,45 +0,7 =3,8 м;

2.4.2 Выбор типового сечения выработки

По рассчитанному значению минимальной ширины выработки в свету на высоте 1,8 м Вmin= 3,95 м с учетом формы сечения, вида крепи и отношения выработки к зоне влияния очистных работ предварительно принимаем типовое сечение выработки, которое составит
S = 18,1 м2
Характеристику принятого типового сечения сводим в таблицу 2. 1.
Таблица 2. 1 – Параметры поперечного сечения выработки
Наименование параметров
Символ
Значение

Типовое сечение
S, м2
18,1

Тип спецпрофиля
СВП
33

Коэффициент крепости пород

·
7

Податливость крепи, м

0,1

Размеры сечения выработки, м:
- в проходке: высота
ширина
- в свету: высота до осадки
после осадки
ширина по почве: до осадки
после осадки
на высоте 1,8 м: до осадки
после осадки

Нпр
Впр
Н
Н1
В
В1
в
в1

4,35
5,85
4,10
4,00
5,35
5,15
4,70
4,60

Площадь сечения, м2: в проходке
- в свету: до осадки
после осадки
Sпр
S
S1
19,8
18,1
17,3


Предварительно принятое типовое сечение выработки проверяется на удовлетворение требованиям ПБ: По минимальным размерам сечения выработки по условиям: S1
· Smin ; Н1
· Нmin ; где Smin , Нmin – минимальные соответственно площадь сечения ( м2) и высота выработки (м) от почвы до крепи, допустимые ПБ.
17,3 > 6,0;
4,0 > 1,5 ;
По допустимой скорости движения воздуха в выработке при эксплуатации по условию:
vр = 13EMBED Equation.31415 vд, м/с; vр = 13EMBED Equation.31415
где vр – расчетная скорость движения воздуха в выработке, м/с;
Q – расход воздуха в выработке в период эксплуатации, м3/мин;
S1 – площадь поперечного сечения выработки в свету после осадки, м2;
vд- допустимая по ПБ скорость движения воздуха в выработке данного типа, м/с. 1,02 < 4,0 .

2.5 Выбор вида подрывки боковых пород

В зависимости от вида транспорта оптимальное положение почвы пласта в сечении, т.е. величину подрывки почвы принимаем с точки зрения максимальной устойчивости выработки и удобства доставки материалов в лаву при эксплуатации выработки. Согласно опыта отработки смежных лав в вентиляционном штреке 1 южной лавы пласта d4 подрывка боковых пород составит 0,8 м.

Рисунок 2.2 Схема подрывки боковых пород
В зависимости от вида транспорта оптимальное положение почвы пласта в сечении, т.е. величину подрывки почвы можно определить по формуле:
hп = hв. + hз, м;
где hв - высота конвейерного става м;
(hр.п.= 0,3 м );
hз- величина зазора, м;
(принимаем hз= 0,4 м);
hп= 0,39 + 0,4 = 0,8 м;
Пользуясь схемой принятого вида подрывки боковых пород, можно вычислить площадь угольного Sу и породного Sпор забоев (м2) по формулам:
13EMBED Equation.31415 м2;
13EMBED Equation.31415м2;
где Ву – ширина выработки по угольному забою, м;

· – угол падения пласта, град, (в наклонных выработках не учитывается);
Sпр – общая площадь поперечного сечении выработки в проходке, м2.
Коэффициент подрывки (присечки) пород Кп определяется по формуле: 13EMBED Equation.31415
Величину отношения площади угольного забоя Ку (%) к общей площади поперечного сечения выработки в проходке можно определить по формуле:
Ку = 100 (1- Кп), %.
13EMBED Equation.31415 =6,16м2; Sп = 19,8 – 6,1 = 12,7 м 2
13EMBED Equation.31415 Ку = 100(1- 0,64) = 36%

2.6 Крепление выработки

2.6.1 Конструкция постоянной крепи

Для принятого вида крепи, конструкция рамы состоит из двух стоек и верхняка замковых соединений ЗПК и основные показатели будут следующие:
тип спецпрофиля СВП - 33;
сопротивление одной рамы крепи работающей в податливом режиме Ns =310 kН;
конструктивная податливость (вертикальная) составит 100 мм.






Рисунок 2.3- Схема к определению расчетного сопротивления пород сжатия

2.6.2 Расчет параметров постоянного крепления

Для определения смещения пород необходимо знать величины средних значений сопротивления пород сжатию в сечении выработки и за пределами его контура в кровле и на расстоянии равном 1,5Впр, а в почве – равном 1Впр (где Впр – ширина выработки в проходке). Для этого выполняется расчетная схема в масштабе 1:100. Для выполнения этой схемы используется принятая схема подрывки боковых пород. На схеме указывается мощность всех слоев и пласта по вертикальной оси, а также величины сопротивления пород сжатию в слоях Rс (МПа). Сопротивление пород сжатию Rс определяется согласно схеме во всех вмещающих выработку слоях (пластах) мощностью более 0,5 м, залегающих в сечении выработки и за пределами контура в кровле на расстоянии 1,5Впр по линии 1-2-3, в почве – на расстоянии 1Впр по лини 2-3-4,а в боках – на расстоянии равном высоте выработки в проходке Нпр по линии 2-3. Усредненное значение сопротивления пород сжатию Rс в указанных границах определяется в мегапаскалях (МПа) отдельно для кровли (Rс кр), почвы (Rс пч) и боков (Rс Б) по формуле:
13EMBED Equation.31415МПа
где R13EMBED Equation.31415 R13EMBED Equation.31415- сопротивление пород сжатию в слоях по расчётной линии, МПА;
m1 m2 – мощности слоёв пород (пластов) по вертикали по расчётной линии, м.

Rс (кр.) = 50 х 2,37 + 60 х 8,9 + 15 х 1,05 +40 х0,8 =53,4 МПа 2,37 + 8,9 +1,05 + 0,8
Rс (поч.) = 60 х 2,5 + 15 х 1,05 + 40 х1,0+ 70 х 5,65 =58,9 МПа 2,5 + 1.05 +1,0 + 5,65
Rс (бок) = Rс (бок) = 60 х 2,5 + 15 х1,05 + 40х0.8 =45,5 МПа 2,5 + 1,05 + 0,8
Смещение пород кровли, почвы и боков U в горизонтальных и наклонных протяженных выработках, поддерживаемых вне влияния очистных работ, рассчитывают в (мм) по формуле:
U = К
· · Кп.с · Кt · Кs · Uт , мм;
где К
·- коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходки выработки относительно простирания пород ; К
· =0.7 Кн.с.- коэффициент направления смещения пород; при определении смещений со стороны кровли и почвы (в вертикальном направлении) он равен 1; при определении боковых смещений пород Кн.с., принимают Кн.с =0,55
Кt- коэффициент влияния времени смещения пород. Для выработки со сроком службы менее 15 лет коэффициент Кt, зависящий от соотношения Н/Rс, определяются по графикам рисунка 6. Для выработок со сроком службы более 15 лет принимают Кt= 1; Кs- коэффициент влияния размеров выработки, определяемый по формулам:
- для кровли и почвы Кs= 0,2 (Впр- 1);
- для боков Кs= 0,2 (Нпр – 1);
где Впр и Нпр – соответственно высота и ширина выработки в проходке, м;
Uт – смещение пород,, принятое за типовое, мм, определяется в зависимости от величины усредненного сопротивления пород сжатию Rs и глубины расположения выработки Н.
Uкр = 1 х 1 х 1 х 0,97 х 100 = 97 мм
Uпоч= 1 х 1 х 1 х 0,97 х 70 = 68 мм
Uбок= 1 х0,35 х 1 х 0,71,*130 = 32мм
Н/Rс.кр= 590 : 45,5 =13;
Кt= 1,0 ; Н/Rс.поч=590 : 53,7 =11;
Кt=1,0;
Н/Rс.бок= 590:58,9 =10;
Кt= 1,0 ;
Кs(кр.поч)= 0,2 ( 5,85 - 1) =0,97
Кs(бок) = 0,2 ( 4,53 - 1) = 0,71
Uт (кр) = 100
Uт(поч) = 70
Uт(бок )= 130
Расчетная нагрузка Р в (кН) на 1 м длины выработки со стороны кровли и почвы определяется по формуле:
13EMBED Equation.31415 кН;
Где Кп – коэффициент перегрузки, принимаемый по таблице 4 в зависимости от типа выработки;
Ку.п – коэффициент условий проведения выработок;
Впр – ширина выработки в проходке, м;
Рн – нормативная нагрузка, определяется в зависимости от смещений пород (U) и ширины выработки в проходке (Впр), кН.
Р= 1,05 х 0,6 х 5,85 х 60=221,2кН
Rс ср = 56,1 МПа ;
Н/Rс ср = 10,5 ;
Ку.п. = 0,6;

2.6.3 Определение плотности установки крепи

Минимально допустимая плотность установки крепи на 1 м длины выработки
np min = Р/Ns, рам/м;
где Р – расчетная нагрузка
Ns – несущая способность 1 рамы в податливом режиме принятой крепи, 320 кН; принимается по приложению Б (таблица 1); np min = 221,2 :320 =0,69 рам/м;
Окончательно принимается паспортная плотность установки крепи с учетом рекомендации ДонУГИ.
np = 1,25 рам/м
Расстояние между рамами по осям (шаг установки крепи, м) определяется по формуле:
r = 1/ nр, м;
где np- принятая паспортная плотность крепи, рам/м.
r = 0,8м;


2.6.4 Проверка крепи на податливость

Податливость принятой крепи выработок должна удовлетворять следующему условию:

·
· Uкр, мм;
где
· – конструктивная податливость крепи, мм; (см. приложение Б);
Uкр – ожидаемые расчетные смещения кровли, мм.
30013 QUOTE 14
· 15
· 97 мм;
Подбор средств межрамного ограждения
Учитывая срок службы принимаем для затяжки кровли- железобетон всплошную , а для боков металлическую сетку (1,0 · 0,3 · 0,003).
Затяжку укладываем всплошную по периметру и встык вдоль оси выработки.

2.6.5 Борьба с пучением пород почвы

На основании расчета величины смещения пород почвы, делается вывод о необходимости принятия мер по предупреждению пучения:
- при смещениях почвы не превышающих 200 мм мероприятия по борьбе с пучением не предусматриваются;

2.7 Выбор способа и технологической схемы проведения выработки

2.7.1 Выбор способа проведения выработки

Выбор способа проведения выработки определяется горно-геологическими и производственно-техническими факторами.
Горно-геологические факторы – крепость, мощность, газоносность, склонность пластов к внезапным выбросам угля, газа и породы – имеют решающее значение при выборе способа проведения выработки. В заданных горно-геологических условиях принимаем комбайновый способ проведения выработки.
Применение проходческих комбайнов при проведении горных выработок позволяет механизировать основные процессы проходческого цикла: отбойку, погрузку и транспортировку горной массы из забоя выработки, а также дает возможность точно оформить заданный контур выработки.
А применение комбайновых проходческих комплексов позволяет механизировать и крепление выработки. Применение комбайнов дает возможность точно оформить заданный контур проводимой выработки.

2.7.2 Выбор технологической схемы проведения выработки

Учитывая заданные горно-геологические и производственно-технические условия проекта, принимаем технологическую схему проведения : разрушение горного массива комбайном, погрузка горной массы на конвейер при помощи прицепного ленточного перегружателя. Для доставки материалов будем использовать монорельсовую дорогу. Данное проходческое оборудование позволит иметь значительные темпы проведения выработки и высокую производительность труда.
Учитывая назначение выработки, месторасположение её в пространстве, тип применяемого транспорта выработку будем проводит по направлению сверху вниз по падению пласта. Выработку проводим узким забоем. Проведение выработки по породному массиву узким забоем может осуществляться одним из трех вариантов:
I –с совместной выемкой угля и породы и выдачей горной массы в отвал;
II–с совместной выемкой угля и породы и выдачей горной массы с углем из очистных забоев;
III – с раздельной выемкой и выдачей угля и породы.
Принимает П вариант – совместную выемку и выдачу горной массы в отвал, поскольку Кп = 64, что незначительно больше Кп = 0,8, а мощность пласта m = 1,05 м, что значительно больше m = 0,7 м.

2.8 Выбор механизации проходческих работ

Учитывая горно-геологические и производственно-технические условия проекта принимает проходческий комбайн КСП-42, характеристику которого сводим в таблицу 2.2.
Таблица 2.2 – Характеристика проходческого комбайна КСП-42
Наименование показателей
Значения


Крепость пород, f
8


Коэффициент присечки пород
1,0


Производительность по углю, м/мин
2,2


Производительность по породам, м/мин
0,35


Угол наклона выработки, град
12


Ход телескопического устройства, м



Мощность электродвигателей исполнительного органа, кВт
200


Суммарная мощность электродвигателей комбайна, кВт
290






Габариты комбайна:
длина, мм
ширина, мм
высота, мм

11500
3000
2200


Масса комбайна, т




Комбайн КПС 42 предназначен для шахт, опасных по газу и угольной пыли. Изготавливается Ясиноватским машиностроительным заводом.
В комплекте с комбайном будет работать прицепной ленточный перегружатель ППЛ-1К характеристику которого сводим в таблицу 2.3.

Таблица 2.3 – Характеристика перегружателя ППЛ-1
Наименование показателей
Значения

Производительность, т/мин
2,5

Скорость движения ленты, м/с
1,6

Ширина ленты, мм
650

Длина, м:
- максимальная
- минимальная

35
14,0

Ширина, м
13,4

Передняя опора
на почве

Задняя опора
на монорельсе

Мощность электродвигателя, кВт
15,0


2.9 Расчет основных показателей проведения выработки

2.9 1 Установление скорости проведения выработки комбайном

В зависимости от принятого вида транспортных средств для выдачи горной массы из выработки сменную скорость проведения комбайном избирательного действия Vсм (м) ориентировочно можно определить при комплексе «кобайн» – ленточный телескопический конвейер»

13EMBED Equation.31415

где Тсм – продолжительность рабочей смены, ч;
tпз – продолжительность подготовительно-заключительных операций, ч;
Кун – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки;
Кв – коэффициент, учитывающий проведение выработок в условиях выброса
опасных пластов;
Sу, Sп – площади соответственно угольного и породного забоев в проходке, м2;
Пу, Пп – техническая производительность комбайна соответственно по углю и породе, м3/мин;
Кн – коэффициент несовмещенного крепления;
r – принятое расстояние между рамами крепей, м;
Нкр – норма выработки на крепление, рама/чел.-см.;
Км – коэффициент механизации крепления;
13EMBED Equation.31415
Число циклов в смену определяется по формуле:
13EMBED Equation.31415 циклов
где
·см – сменная скорость;
зах – принитая величина заходки или подвигания забоя за один цикл, м.
13EMBED Equation.31415циклов
Принимаем nц = 4 цикла. Тогда скорректированная сменная скорость, кратная числу циклов будет: 0,8х 4 = 3,2 м /см
При комбайновом способе проведения выработки технически возможная скорость проходки определяется:
13EMBED Equation.31415 м
где
·см – принятая сменная скорость проведения выработки, м/см.;
nсм – число рабочих смен в сутках по проведению выработки;
псут – число рабочих суток в месяце;
Куст – коэффициент устойчивости кровли.

13EMBED Equation.31415м/мес

·сут 13EMBED Equation.31415 м

·сут 13EMBED Equation.31415 м/сут

2.9.2 Расчет продолжительности проведения выработки

Продолжительность проведения проектируемой выработки tс.в (мес) ориентировочно можно установить по формуле:
tс.в = 13EMBED Equation.31415, месс.
tс.в = 1,5+5,6+0,5 = 7,6 мес.
где tподг – продолжительность подготовительного периода, мес;
tпров – продолжительность проведения выработки на полную длину L (м) с установленной скоростью
·мес (м/мес); tпров = L/
·мес, мес;
tпров =1600 : 288 =5,6 мес.
tзакл – продолжительность периода подготовки выработки к сдаче в эксплуатацию, мес; принимает равным 0,5 м.
Таблица 2.4 – Характеристика выработки и технические показатели ее проведения
Наименование показателей
Значения

Протяженность выработки, м
1600

Угол наклона выработки, град
4

Тип выработки
пластовая

Тип забоя
смешанный

Форма поперечного сечения, м2
арочная

Площадь поперечного сечения, м2
- в свету (до осадки)
- в проходке

18,1
19,8

Мощность пласта, м
1,05

Коэффициент присечки боковых пород
0,36

Способ проведения выработки
комбайн

Тип крепи
КМП-А3К/18,1

Подвигание забоя, м - за смену
- за сутки
3,2
9,6

Скорость проведения, м/мес
288

Общая продолжительность сооружения выработки, мес
7,6


2.10 Технология подготовительных работ

2.10.1 Организация работ в забое

При проведении выработок различают два вида горнопроходческих процессов: основные и вспомогательные. Основные процессы – это все, что связано с выемкой горной массы в забое выработки и креплением выработки.
Вспомогательные, которые обеспечивают нормальные условия для выполнения основных проходческих операций.
Все горнопроходческие процессы в совокупности составляют цикл. В цикл работ по проведению выработки комбайном входят следующие процессы: выемка, погрузка и транспортировка угля и породы, крепление, настилка рельсового пути, наращивание конвейера, устройство водоотливной канавки, наращивание вентиляционных труб.
Работу по проведении выработки организовываем таким образом, чтобы отдельные процессы планомерно чередовались или совмещались, выполнялись ритмично, а рабочие знали объем работ, который им необходимо выполнить и время выполнения.
Выполнять работу по проведении выработки будет комплексная бригада из рабочих различных, наиболее эффективно взаимозаменяемых квалификаций. Число рабочих смен в сутки принимается три при шестичасовой рабочей смене. Рабочих дней в месяц -25. Бригада разделена на сменные звенья: 4 рабочих и 1 отдыхает, таким образом рабочая неделя для проходчиков составит 5 дней.
Отбитая комбайном горная масса поступает через перегружатель ППЛ-1 на конвейер выработки. Крепежные материалы в забой доставляют при помощи монорельсовой дороги КSP.

2.10.2 Технология выемки и погрузки горной массы комбайном

При проведении выработки комбайн устанавливается по оси выработки и с помощью ходовой части подается к забою. Резцовая коронка, закрепленная на телескопической стреле при помощи цилиндров телескопического выдвижного механизма внедряется в забой на величину не более 200 мм с обязательным качанием стрелы исполнительного органа влево вправо с амплитудой не менее 500 мм. Максимальный ход телескопа 500 мм. Исполнительный орган, расположенный в поворотном туннеле, гидроцилиндрами поворота и подъема перемещаясь в горизонтальной и вертикальной плоскостях, производит обработку забоя. Схема обработки забоя – вертикальные и горизонтальные ряды сверху вниз /от кровли к почве/. Отбитая горная масса лапами питателя подается на перегружатель с подъемно-поворотной хвостовой частью. Откуда грузится на телескопический ленточный конвейер

2.10.3 Технология возведения постоянной крепи

Выработка крепится металлической трехзвенной крепью КМП-А3К /18,1 . Шаг установки крепи 0,5 м. Так как масса комплекта крепи составляет более 300 кг, то для облегчения труда проходчиков, при креплении выработки, будем использовать платформу, которая укреплена на раме исполнительного органа комбайна и служит для поддержания верхняков крепи во время крепления выработки. Перед началом установки крепи на комбайне с обеих сторон блокируется кнопка «стоп». Установку крепи начинают с того, что подчищают почву, готовят место для установки крепи. Затем стойки крепи с закреплёнными на них подставками устанавливают в приямки и соединяют межрамными стяжками с соседней рамой. Верхняк крепи укладывается в захваты подъёмника, после чего все удаляются за пределы питателя. Разблокируются кнопки «стоп» и стрелу комбайна с верхняком поднимают к кровле, маневрируя ходом, подъёмом и поворотом стрелы выставляют верхняк в нужное положение. Блокируют кнопки «стоп» с обеих сторон комбайна и приступают к креплению выработки. Верхняк, уложенный на стойки крепи, прихватывается к стойкам хомутами. Размер замка на установленной арке равен 400 мм, а размер нахлёста ножек с подставкой равен 300 мм. В замке между днищем стойки и верхняка закладывают деревянные подкладки. Скобы устанавливаются на расстоянии 100 мм от концов соединения, а расстояние между скобами составляет 200 мм. Гайка на скобах затягивается ключом с рукояткой 0,45 м до видимого изгиба планок. Раму расклинивают, забивая между замками и стенками выработки деревянные клинья, и устанавливают в межарочные соединения деревянные распоры по одной с каждой стороны. Вдоль выработки арки соединяются между собой тремя межрамными стяжками: одной вверху по центру выработки и двумя по бокам выработки на расстоянии 400 мм ниже конца верхняка в замке. Затяжку кровли производим железобетонными затяжками 1 х 0,2 х 0,05 м. Затяжку и забутовку закрепного пространства с обеих сторон начинаем снизу. Затяжка боков производится металлической сеткой размерами 1 х 0,3 х 0,03 м.

2.11 Вспомогательные работы при проведении выработки

При проведении выработки к вспомогательным работам относятся: наращивание конвейера, устройство водоотливной канавки, монтаж трубопроводов и кабелей, доставку материалов.

2.11.1 Устройство водоотливной канавки

Водоотливная канавка проводится с отставанием от забоя 30-50 м, при помощи БВР, уборка породы осуществляется вручную. После зачистки возводился крепь канавки (ж/б лотки). Для предотвращения заиливания канавки каждые 80-100 м устраиваются очистительные колодцы. Сверху канавка перекрывается деревянным помостом, что позволяет: уменьшить испарение воды в шахтную атмосферу, предотвратить попадание в канавку осыпавшейся горной массы, а так же безопасно передвигаться людям.
2.11.2 Монтаж трубопроводов, подвеска кабелей

Трубы со сжатым воздухом должны быть проверены, а выявленные утечки устранены. Перед наращиванием тpyб со сжатым воздухом и водоотливных ставов необходимо полностью перекрыть подачу соответственно воздуха и воды.
Места соединения труб должны быть выполнены особо тщательно. При пробном пуске сжатого воздуха по новому трубопроводу давление следует увеличивать постепенно. Запрещается находиться вблизи трубопровода при его проверке.
При наращивании вентиляционных труб необходимо следить за герметичностью стыков. Вентиляционные трубы должны надёжно прикрепляться к стальному натяжному тросу, конец которого должен быть заземлён. Наращивание вентиляционного става осуществляется систематически отрезками по 5 и 10 м, а в ремонтную смену осуществляется перенос ДСВ и замена отрезков труб на звено длиной 20 м.
Силовые кабели подвешиваются по одной стороне выработки, а осветительные, сигнальные и телефонные по другой. Кабели подвешиваются на эластичные подвески (расстояние между подвесками не более 3 м), в случае деформации крепи кабель не будет поврежден, а упадет на почву.
Трубы и кабели следует подвешивать таким образом, чтобы они не мешали передвижению людей по выработке и не могли быть повреждены подвижным составом не только при его движении по рельсам, но и при сходе состава с рельс.

211.3 Доставка материалов и оборудования, разгрузочно-погрузочные работы

Доставка материалов осуществляется в ремонтную смену по монорельсовой дороге. Материалы доставляются и складируются в призабойном пространстве, на расстоянии не более 50 м от груди забоя, таким образом, чтобы не загромождать проход, оставшиеся 50 м сигменты крепи доставляются в забой вручную. Количество материалов должно обеспечить бесперебойную работу проходчиков по проведению в течение суток. Доставка материалов в забой осуществляется непосредственно перед возведением крепи (её осуществляет сменное звено проходчиков).

2.11.4 Освещение и маркшейдерское обеспечение при проведении выработки

Пpoизводительность труда, качество и безопасность работ но многом зависят от освещения выработки и особенно её забоя. Поэтому принимаем освещение выработки на протяжении 220 м. Светильники устанавливаем через 6 м (т.е. на каждой 12 раме). Кроме этого, призабойное пространство освещается фарами, вмонтированными в проходческий комбайн.
Маркшейдерская служба обеспечивает: задание проектных направлений горным выработкам, проверку направления в горизонтальной плоскости и поперечного сечения выработок; выполнение ежемесячных замеров и учёт объёмов выполненных работ.
В вертикальной плоскости направление задают нивелиром (выработка имеет угол падения до 5 град) В горизонтальной плоскости направление задаётся теодолитом и фиксируется тремя отвесами, располагаемыми на расстоянии до 5 м один от другого и контролируется при помощи отвеса, рулетки, шаблона и ватерпаса. Для повышения точности задания направления, используют световые и лазерные указатели направления, которые подают световой луч на забой с большого расстояния.
В промежутке между маркшейдерскими измерениями, контроль осуществляют ИТР участка и рабочие каждый раз при возведении крепи, используя при этом отвесы, рулетки, шаблоны, ватерпасы.

2.12 Проветривание тупикового забоя выработки

2.12.1 Расчет расхода воздуха для проветривания проводимой выработки

Для тупиковых выработок протяженностью до 300 м расчет выполняется сразу для максимальной длины. Для тупиковых выработок большей протяженности расчет можно производить для промежуточных значений длины 300, 600, 900 м и т.д., включая максимальную длину.
Этот расчет выполняется по минимально допустимой ПБ скорости движения воздуха по выработке, по разбавлению ядовитых газов, образующихся после взрывных работ, по тепловому фактору и по метановыделению. Окончательно принимается максимальное значение количества воздуха, полученное из всех расчётных значений

2.12.2. Расчет по минимально допустимой скорости движения воздуха по горным выработкам

Qз.п. = 60 VпБ.min Sсв. м3/мин;
где VпБ.min - минимально допустимая скорость движения воздуха в горных выработках согласно ПБ (принимается равной 0,25 м/с), м/с.
Qз.п. = 60 х 0,25 х 18,1= 271,5 м3/мин.
2.12.1.2 Расчет по тепловому фактору
Qзп = 20 Vз.min
· Sсв, м3/ мин ;
где Vз.min - минимальная допустимая скорость воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки, м/с; при Т = 23°С и W = 79% Vз.min = 0,25 м/с
Qзп = 20 х 0,25 х 18,1 =90,5 м3/ мин
2.12.1.3 Расчет расхода воздуха по метановыделению
Определяется по формуле: Qзп = 13EMBED Equation.31415 м3/мин;
где IЗП – метановыделение на призабойном участке, м3/мин.
Qзп = 13EMBED Equation.31415 м3/мин;
2.12.1.4 Расчет расхода воздуха по числу людей находящихся в забое определяется по формуле:
Qзп= 6
· nч, м3/мин;
Qзп= 6 х 20 =120 м3 /мин
Окончательно принимаем наибольшее из вычисленных значении
Qзп= 271,5 м3/мин.

2.12.3 Расчет подачи и напора ВМП. Выбор ВМП

Расчет производительности вентилятора местного проветривания Qв = K ут.тр
· Qзп, м3/мин;
где Kут.тр. - коэффициент утечки воздуха в трубопроводе;
Qв = 1,16 х 271,8 = 315,3 м3/ мин.



2.12.3.1.Определение напора вентилятора

13EMBED Equation.31415 даПа;
где Rтр – аэродинамическое сопротивление трубопровода, кµ
Rтр = r
· (тр. + 20 · dтр. · n1 + 10
· dтр. · n2), кµ
где r – удельное аэродинамическое сопротивление 1м гибкого трубопровода при длине звеньев 20 м, кµ;
тр. – длина трубопровода, м;
dтр. – диаметр трубопровода, м;
n1 – число поворотов вентиляционной трубы на 900;
n2 – число поворотов вентиляционной трубы на 45°.

Rтр = 0,0161
· (1600 + 20 · 0,8. · 0 + 10
· 0,8. · 2) = 26, кµ
13EMBED Equation.3141513EMBED Equation.31415даПа

2.12.3.2 Выбор типа ВМП

По вычисленным значениям подачи и напора выбираем вентилятор, который подходит по диапазону в зоне промышленного использования. Характеристику принятого вентилятора ВМЦ-8 сводим в таблицу 2.5

Таблица 2.5 Характеристика вентилятора
Показатели


Значения

Подача, м /мин
120-660

Напор, даПа
140-880

Диаметр присоединительного патрубка, м
800

Частота вращения, мин
2970

Мощность электродвигателя, кВт
75

Масса вентилятора, кг
350


2.13 Водоотлив при проведении выработки

Для отвода воды по выработке проводится водоотливная канавка. В зависимости oт притока воды пропускаемого по выработке выбирается сечение водоотливной канавки, в зависимости от крепости пород почвы и срока службы выработки выбирается материал крепи канавки. Характеристику канавки сводим в таблицу 2.6

Таблица 2.6 - Характеристика водоотливной канавки
Материал крепи
Приток воды, м3/ч
Ширина канавки, мм
Глубина канавки, мм
Площадь сечения канавки, мм


min
Max
по верху
по низу









в свету
в проходке

Ж/Б
0
200
370
350
300
0,108
0,146

































3ЭЛЕКТРИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Согласно технологической схеме проведения вентиляционного штрека 1 южной лавы блока 7 пласта d4 длиною 1600м для механизации основных и вспомогательных процессов приняты следующие машины и механизмы:
Тип проходческой машины – комбайн КСП-42;
Доставка горной массы – конвейеры 1ЛТП-80; 1Л-100;
Перегружатель ППЛ-1к ;
Механизация крепления КПМ-8;
Доставка - монорельс -KSP;
Проветривание выработки – вентилятор ВМЦ-8;
- Сверхкатегорная

3.1 Выбор рациональной системы электроснабжения

Для обеспечения надёжного и качественного электроснабжения потребителей источник питания должен быть максимально приближен к потребителям. По условию расстояние от ПУПП до РПП–НН №1 принимается 100 м, т.е. ПУПП и РПП-НН №2 располагаются в проводимой выработке.
Расстояние от РПП-НН №1 до забоя подготовительной выработки принимается равным 150 м .
Для питания электродвигателя резервного ВМП применяется передвижная трансформаторная подстанция ПУПП №3, обеспечивающая резервное питание в соответствии с требованиями Правил безопасности.
Схема расстановки машин и механизмов, ПУПП, РПП-НН, датчиков АКМ, датчика скорости воздуха приведена на рисунке 3.1.
Составляется расчетная схема электроснабжения выработки - рисунок 3.1.

3.2 Выбор напряжения

Для питания электрических машин и аппаратов принимается напряжение:
– для передвижных подстанций – 6000 В;
- для передвижных электроприемников – 1140 В;
- для питания подземных осветительных установок - 127 В;
– для цепей дистанционного управления стационарными и передвижными машинами и механизмами - не выше 42 В.

Расчёт и выбор трансформаторов для питания осветительных сетей.

Предусматривается освещение части проводимой выработки на длине 250м от осветительного аппарата АОС-4, установленного на РПП-0,66 №1 и от АОС-4 установленного на РПП- 0,66 №3 освещение на длине 100м.
Количество светильников для освещения выработки определяется по формуле

L
nсв = ((,
L 0
где L - длина освещаемой части выработки, м;
L 0 - расстояние между светильниками в выработке принимается равным 6 м. (2) nсв.шьр. = 250/6 = 42 шт.
n cв. выр. = 100 / 8 =12 шт.
Определяется активная мощность для освещения выработки по формуле
Pосв. = Pл ( nсв., Вт;
где Pл - мощность лампы светильника, Вт. Для освещения выработки принимаются светильники РВЛ-20М; Рл.=20 Вт.
Росв.штр=20
· 42 = 840 Вт
Росв .выр. = 20
· 12 = 240Вт
Расчётная мощность трансформатора определяется по формуле
Росв. ( 10-3
Sтр.р. = (((((((((, кВ(А;
(с ( (св.( cos(св.

где (с - к.п.д. сети; (с = 0,92- 0,97 . Принимается (с= 0,95;
(св - электрический к.п.д светильника. Принимается (св.= 0,85 для светильников РВЛ-20М;
cos(св. - коэффициент мощности светильника. Для светильников РВЛ-20М cos(св. = 0,
·5.
Расчётная мощность осветительного трансформатора для освещения проектируемой части выработки на длине 250м определится:
840
· 10-3
Sтр.р. = ((((((( = 2,08 кВА
0,95
· 0,85
·0,5
По условию Sтр н. = 4 кВ(А > Sтр.р. = 2,08 кВА принимается осветительный аппарат АОС-4.
На длине 100м
240
· 10-3
S тр. р. = ----------------------- = 0,6 кВА
13 EMBED Equation.3 1415. 0,95 0,85
· 0,5
По условию S тр. н = 4 кВА ( S тр. р. = 0,6 кВА принимается осветительный аппарат АОС.
К установке для освещения от РПП- 0,66 №1 АОС-4 и от РПП- 0,66 №3 принимаются аппараты АОС-4.





Таблица 3.1 - Техническая характеристика АОС- 4 и АОС-4.
Тип
Аппарата

КВА
Uн.,В
І н, А
Виды защиты от к. з.
Токи срабатывания защиты.



В. Н.
Н. Н.
В. Н.
Н. Н.



АОС-4
4,0
660/380
127
3,8/6,6
18,2
Защита на герконах
10; 20; 30; 40.

АОС – 4
4,0
660/380
127
3,8 /6,6
18,2
Защита на герконах
10, 20; 30; 40.



3.4 Характеристика приемников электроэнергии.
Для выбранных машин и механизмов составляется таблица электрических нагрузок, включающая технические данные электродвигателей. Технические данные приведены в таблице 3.2.
Таблица 3.2 - Данные о приемниках электроэнергии.
Наименование
токоприемника
(аппарата)
К-во
двига
телей
Тип электро-
двигателя
(аппарата)
Рн,
кВт
Iн,
А
Iп,
А
(н ,
%
соs (н
( Рн,
кВт
( Iн,
А
( Iп,
А

1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11

РПП – 0,66 №1











Комбайн КСП - 42
-исполнительный орган
5
1

2 ЭДКО-130-2У5
-
160
-
175

1140
92,0
93,0
0,85
0,86
350
160
402
175
1382
1140

Перегружатель ППЛ –1
1
ВРПВ160S4
15
17,5
105
90,0
0,85
15
17,5
105

Крепеустановщик КПМ-8
1
ВР112М4У5
5,5
6,8
46
86
0,83
5,5
6,8
46

Освещение вентиляционного штрека длиною 250м.
1
АОС – 4
4
кВА
3,8
-
-
-
4
кВА
3,8
-

РПП – 0,66 №3











Ленточный конвейер 1Л-100
1
АВР280S
110
121
786
93.2
0,85
110
121
786

Монорельсовая дорога KSP
1
АВР250М4
90
99,0
643,5
92,5
0,86
90
99
643,5

Вентилятор ВМЦ-8
1
АИУВ250S2
75
76,8
538
94,0
0,91
75
76,8
538

Освещение штрека дл. 100м
1
АОС -4
4кВА
3,8
-
-
-
4кВА
3,8
-


3.5 Определение мощности и выбор трансформаторной подстанции
Расчётная мощность трансформаторной подстанции, установленной в тупиковой части выработки, определяется по формуле
Кс ( (Руст.
Sтр.р. = ____________________ + Sосв., кВ(А;
cos(ср.взв.

где Кс - коэффициент спроса определится
Рмакс.
Кс1 = 0,3 + 0,7 ____________;
(Руст.
где Рмакс. - мощность наибольшего электроприемника, получающего питание от ПУПП №1, кВт; Рмакс.1 =350 кВт, суммарная мощность эдектродвигателей установленных на комбайне КСП-42.
(Руст. - суммарная установленная мощность всех присоединенных к ПУПП №1 электроприемников, за исключением технологически несовместимых и резервных
Для РПП-НН №1 (Руст.1 = 350 +15 +5,5 = 360,5 кВт ;
350
Кс1 = 0,3 + 0,7 _________ = 0,98;
360,5
cos(ср.взв. - средневзвешенный коэффициент мощности. Для подготовительных работ принимается cos(= 0,6;
Sосв.1 - мощность трансформатора осветительного аппарата, подключенного к ПУПП №1, кВ(А.
0,98 х 360,5
Sтр.р.1 = ___________________ + 4 = 593 кВА;
0,6
По условию Sтр н.1 = 630 кВ(А > Sтр.р. 1 = 593 кВА, принимается трансформаторная подстанция КТПВ630/6-0,69 №1
Для РПП-НН №3 (Руст.2 = 110 +90 +75 + = 275 кВт ;
110
Кс2 = 0,3 + 0,7 _________ = 0,58;
275
0,58 х 275
Sтр.р.2 = ___________________ + 4 = 269,8 кВА;
0,6
По условию Sтр н.2 = 400 кВ(А > Sтр.р. 2 = 269,8 кВА, принимается трансформаторная подстанция КТПВ400/6-0,69 №3
Резервный ВМП установленный на свежей струе воздуха питается от отдельной ПУПП №4 , которая установлена в выработке на свежей струе воздуха и расчет не выполняется.

Определение длин кабелей

Длина магистрального кабеля, проложенного от ПУПП к РПП-0,66, определяется по формуле
Lм.к.=1,05 ( Lпупп-рпп-0,66, м;
где 1,05 - коэффициент, учитывающий провисание магистрального кабеля;
Lпупп-рпп - расстояние от ПУПП№1 до РПП-1,14 №1 и от ПУПП№2 до РПП-0,66 №2, м;
Lм.к.1 = 1,05 (100 = 105 м.
Lм.к. 2 = 1,05 (20 = 21 м.
Длина гибкого кабеля к комбайну определяется по формуле
Lг.к. = 1,1 ( Lрпп-1,14 №1-з.п.в., м;
где 1,1 - коэффициент, учитывающий провисание гибкого кабеля;
Lрпп-1,14 №1-з.п.в. – расстояние от распредпункта низшего напряжения до забоя подготовительной выработки, м;
Lг.к. = 1,1 ( 150 = 165 м.
Длины кабелей к остальным электроприемникам определяются аналогично. Их значения округляются до целых десятков (Lм.к.1 = 110 м; Lм.к.2 = 20 м; Lг.к. = 170 м) и проставляются на расчетной схеме электроснабжения, приведенной на рисунке 3.2.
3.7 Расчёт и выбор низковольтной кабельной сети

3.7.1 Расчёт и выбор сечения рабочей жилы магистральных и гибких кабелей по допустимому нагреву

Выбор кабелей из условия нагрева производится по формуле
Iдл. доп. ( Iнагр.,
где Iдл. доп - длительный допустимый ток нагрузки кабеля, А;
Iнагр. - расчётный ток нагрузки кабеля, А.
Расчётный ток нагрузки магистрального кабеля №1 определяется по формуле
Sм.к.
Iм.к. = _________________, А,
(3 ( Uн.
где Sм.к.– мощность, передаваемая по магистральному кабелю , кВ(А;
Uн. - номинальное напряжение сети, кВ; Uн.
Для РПП-НН №1, где Sм.к 1 = Sтр.р.1 = 628,8кВА
593
Iм.к.1 = ____________________ = 519 А.
1,73 ( 0,66
По условию Iдл.доп. = 2х290 А > Iм.к.1 = 519 А, принимается 2 кабеля КГЭБШ 3(95+1(10.
Аналогично определяется расчётный ток и выбирается магистральный кабель №3, для РПП-НН №3
где Sм.к 3 = Sтр.р.3 = 269,8кВА
269,8
Iм.к.2 = ____________________ = 236,3 А.
1,73 ( 0,66

По условию Iдл.доп. = 250 А > Iм.к.3 = 236,3 А, принимается кабель КГЭБШ 3(70+1(10.
Расчётный ток нагрузки гибкого кабеля проходческого комбайна определяется с учетом коэффициента спроса, т.к. комбайн - механизм с многодвигательным приводом
Iг.к. = кс ( (Iкомб.,

где кс - коэффициент спроса определяется по формуле
Рмакс.комб.
кс = 0,3 + 0,7 _______________;
(Ркомб
где: Рмакс.комб. - мощность наибольшего двигателя комбайна, кВт;
160
кс = 0,3 + 0,7 ____________ = 0,62;
350
(Iкомб.- суммарный номинальный ток электродвигателей, установленных на комбайне;
(Iкомб. = 402 А (таблица 3.2);
Iг.к. = 0,62 ( 402 = 249 А.
По условию Iдл.доп. = 250 А > Iг.к = 249 А принимается кабель марки КГЭШ сечением силовой жилы 70 мм2.
Определяется ток нагрузки осветительного кабеля проводимой выработки
Росв. 840
Iосв.штр. = ((((((((((( = ((((((((((((( = 9,47А.
(3 ( Uн ( соs(св ( (св ( (с 1,73 ( 127 ( 0,5 ( 0,85 ( 0,95

Росв. 240
Iосв.укл. = ((((((((((( = ((((((((((((( = 2,7А.
(3 ( Uн ( соs(св ( (св ( (с 1,73 ( 127 ( 0,5 ( 0,85 ( 0,95

По условию Iдл.доп. = 54 А > Iг.к = 9,47 А принимается кабель марки КГЭШ сечением силовой жилы 4 мм2.
По условию Iдл.доп. = 54 А > Iг.к = 2,7 А принимается кабель марки КГЭШ сечением силовой жилы 4 мм2.

Выбор кабеля по механической прочности

Сечение рабочей жилы кабеля, проложенного к комбайну, по механической прочности, принимается равным 95 мм2.
Окончательно для электроснабжения комбайна принимается кабель КГЭШ 3(95+1(10+3(4.
Выбор кабелей к остальным электроприемникам осуществляется аналогично, а результаты выбора заносятся в таблицу 3.3.






Таблица 3.3 -Результаты расчета и выбора кабельной сети.

Наименование
токоприемник.
( Iн
А
Длина кабеля,м
по Iдоп
мм2
по мех.
прочн
по условиям эксплу-ции
Прин.
сеч-е Sмм2
Iдл.доп.
А
Принятый
кабель

Магистральный кабель №1
519
110
2х95
-
2х95
2х95
580
КГЭБШ2(3х95+1х10)

Комбайн КСП-42
249
170
70
50
95
95
300
КГЭШ 3х95+1х10+3х4

Перегружатель ППЛ-1
17,5
170
4
16
16
16
105
КГЭШ 3х16+1х10+3х4

Крепеустановщик ПМ8
6,8
170
4
16
16
16
105
КГЭШ 3х16+1х10+3х4

Освещение. штр. л.150м длиною 100м
5,64
3,83
170
110
1,5
1,5
4
4
4
4
4
4
54
54
КГЭШ 3х4+1х2,5
КГЭШ 3х4+1х2,5

Магистральный кабель №3
253,8
20
95
-
25
95
290
КГЭБШ 3х95+1х10

Конвейер 1Л-100 №1
121
70
25
16
25
25
135
КГЭШ 3х25+1х10+3х4

Дорога монорельсовая
99,0
50
16
16
25
25
135
КГЭШ 3х25+1х10+3х4

Вентилятор ВМЦ-8
76,8
20
10
16
25
25
135
КГЭШ3х25+1х10+3х4

Освещение уклона дл.100м
2,7
110
4
4
4
4
54
КГЭШ3х4+1х2,5



3.8 Расчёт токов короткого замыкания

Определение токов короткого замыкания осуществляется методом приведенных длин с использованием таблиц ПБ.
Порядок определения токов двухфазного к.з. следующий:
на расчетной схеме электроснабжения участка (рисунок 3.2) проставляются точки, для которых определяются токи к.з.;
определяются приведенные длины магистральных и гибких кабелей по формуле
Lпр.= Lф ( кпр, м;
где Lф - фактическая длина кабеля, м;
кпр - коэффициент приведения, значение которого определяется в зависимости от напряжения сети, сечения силовой жилы кабеля;
определяется суммарная приведенная длина кабеля до точки к.з. с учетом сопротивления контактов, элементов аппаратов и переходного сопротивления в месте к.з. по формуле
(Lпр. = Lпр.м.к. + Lпр.г.к. +(К + 1) ( Lэ, м;
где (Lпр.- суммарная приведенная длина кабеля, м;
Lпр м.к. – приведенная длина магистрального кабеля, м;
Lпр г.к. – приведенная длина гибкого кабеля, м;
к - число коммутационных аппаратов, последовательно включенных в цепь короткого замыкания, включая автоматический выключатель ПУПП;
Lэ = 10 м - приведенная длина кабельной линии, эквивалентная переходным сопротивлениям в точке короткого замыкания и элементов коммутационных аппаратов;
по таблицам ПБ в зависимости от напряжения сети, типа и мощности трансформаторной подстанции, суммарной приведенной длины до точки к.з., определяется ток двухфазного к.з. при Sк.з.(3) = 30 мВА.
например: ток двухфазного к.з. в точке к1 на выводе пупп ктпв-630/6 –0,69 №1 определится:
точка К1; (Lпр(К1) = (к + 1) ( Lэ = 20м; Iк.з.(2)(К1)= 7088А.
Ток к.з. на зажимах электродвигателя комбайна определится:
Точка К4; (Lпр(К4). = Lпр.м.к.+ Lпр.г.к.+ (к + 1) Lэ = Lф.м.к. ( кпр.м.к. + Lф.г.к. (кпр.г.к. +(к + 1) Lэ = 110 ( 0,54/2 + 170 ( 0,54 + (3 + 1) ( 10 = 30 + 92 + 40 = 162 м; Iк.з.(2)(К4) = 3619 А.
При определении приведенной длины осветительного кабеля учитываются сопротивления контактов светильников и тройниковых муфт.
Например: ток двухфазного к.з. в конце осветительного кабеля (т. К7) определится
т. К7 ; (Lпр(К7). = Lпр.г.к. + 2n = Lф.г.к. ( Кпр.г.к. + 2n,
где n – число светильников; n = 25.
(Lпр(К) = 170( 1,0 + 2 ( 25 = 220 м; Iк.з.(2)(к7) = 60 А.
Токи короткого замыкания остальных точек сети рассчитываются аналогично, а результаты расчетов приведены в таблице 3.4.
точка К1; (Lпр(К1) = Lф.м.к1. ( кпр.м.к1 + (к + 1) ( Lэ = 20
· 0,54/2 + (1+1) 10 = 25,4м; Iк.з.(2)(К1)= 6935А.
Ток к.з. на зажимах электродвигателя комбайна определится:
Точка К3; (Lпр(К3). = Lпр.м.к1.+ Lпр.г.к.+ (к + 1) ( Lэ = Lф.м.к1. ( кпр.м.к1. + Lф.г.к. ( кпр.г.к. +(к + 1) ( Lэ = 20 ( 0,54/2 + 170 ( 0,72 + (3 + 1) ( 10 = 168 м; Iк.з.(2)(К3) = 3473 А.
При определении приведенной длины осветительного кабеля учитываются сопротивления контактов светильников и тройниковых муфт.
Например: ток двухфазного к.з. в конце осветительного кабеля (т. К8) определится
т. К8; (Lпр(К8). = Lпр.г.к. + 2n = Lф.г.к. ( Кпр.г.к. + 2n,
где n – число светильников; n = 25.
(Lпр(К8) = 170 ( 0,67 + 2 ( 25 = 150 м; Iк.з.(2)(к8) = 79 А.
Токи короткого замыкания остальных точек сети рассчитываются аналогично, а результаты расчетов приведены в таблице 3.4.







3.9 Расчёт, выбор и проверка аппаратуры управления и максимальной токовой защиты

Расчёт, выбор и проверка аппаратуры управления

Выбор аппаратуры управления производится по номинальному напряжению, току, мощности и проверяется на коммутационную способность. При этом должны выполняться условия:
Uн.ап. ( Uн.с.; Рн.ап. ( (Рн.дв.;
Iн.ап. ( (Iн.дв. ; Iк.с. ( 1,2 Iк.з(3).
Например: Для управления электродвигателями комбайна выбирается пускатель ПВИ-515МВ на номинальный ток 515 А, мощностью подключаемых к аппарату двигателей 540 кВт при напряжении сети 660 В. При этом выполняются условия:
Uн.ап. = 660 В = Uн.с. = 660 В;
Iн.ап. = 515 А ( (Iн.дв = 402 А;
Рн.ап. = 540 кВт > (Рн.дв = 350 кВт.
Результаты расчёта, выбора и проверки коммутационной аппаратуры приведены в таблице 3. 5.

Расчёт, выбор и проверка максимальной токовой защиты

Расчётный ток уставки м.т.з. отходящих присоединений к электродвигателям машин и механизмов определяется по формуле
Iуст.расч = Iп.дв((Iп.дв.), А.

Для блока ПМЗ, встроенного в ПУПП КТПВ-630/6-0,69, контактора проходческого комбайна, определяется по формуле
Iуст.расч. = Iп.дв.макс. + (Iном.дв., А;
где Iп.дв.макс. - пусковой ток наиболее мощного электроприёмника, А;
(Iном.дв.– суммарный номинальный ток остальных электроприёмников, А;
Например.
Для блока ПМЗ, встроенного в ПУПП КТПВ-1000/6-1,2, расчётный ток уставки м.т.з. определится
Iуст.расч. = 1382+17,5 + 6,8 + 3,8 = 1410,1 А.
По условию Iуст.станд.(ПМЗ) = 1600 А ( Iуст.расч(ПМЗ) = 1410,1 А, принимается Iуст.станд. = 1600А.
Для защиты отходящих присоединений к проходческому комбайну, расчётный ток уставки определится
Iуст.расч = Iп.дв.макс. + (Iном.дв. = 1382 А.
По условию Iуст.станд.(ПМЗ) = 1400 А ( Iуст.расч.(ПМЗ) = 1382 А, принимается Iуст.станд. = 1400 А.


3.9.3. Проверка максимальной токовой защиты

Выбранная по расчёту и установленная по шкале блока защиты уставка м.т.з., проверяется по расчетному минимальному току двухфазного к.з.
При этом должно выполняться условие

I к.з.(2)
(((((( ( 1,5;
Iуст.станд

где Iк.з(2) - расчётный минимальный ток двухфазного к.з. в наиболее электрически удаленной от трансформатора ПУПП точке сети, А.
Например: Коэффициент чувствительности максимальной токовой защиты, отходящих присоединений к комбайну определится
I к.з.(2)(К4) 3619
(((((( = ((( = 2,58 ( 1,5.
Iуст.станд. 1400

Условие проверки соблюдается.
Результаты расчёта, выбора и проверки максимальной токовой защиты приведены в таблице 3. 5.
Данные по выбору кабелей, низковольтной аппаратуры управления и защиты, расчёту токов короткого замыкания (таблицы 3,4,5 ) приведены на листе графической части проекта.


















4 ОХРАНА ТРУДА

4.1 Общие вопросы безопасности работ

Проведение горных выработок осуществляется по паспортам, а установка механизмов по схемам. Запрещается ведение работ без утверждённого проекта (паспорта), а так же с отступлениями от него. Поперечное сечение выработки должно соответствовать типовому сечению, утвержденному Госстроем Украины.
К работе допускаются рабочие, ознакомленные с Правилами безопасности в объёме типовой инструкции, с паспортом проведения и крепления выработки, а так же с запасными выходами с участка, о чём рабочие расписываются в специальном журнале.
В начале и в конце каждой смены в течение 15 минут забой приводится в безопасное состояние, обираются нависшие куски породы с кровли и боков выработки. Проверяется правильность и качество крепления, приводится в порядок рабочий инструмент, подготавливается рабочее место.

4.2 Меры безопасности при эксплуатации проходческих комбайнов

Придя в забой, машинист должен убедиться, что выработка хорошо проветривается, проверить качество крепления и состояние кровли.
Перед включением комбайна проверяется электрооборудование: магнитный пускатель, реле утечки , силовой кабель, комбайновая муфта, магнитная станция комбайна и цепь дистанционного управления магнитным пускателем. Все блокирующие устройства должны быть в исправном состоянии.
Перед включением комбайна необходимо проверить, чтобы все рукоятки были в нейтральном положении, а на подвижных частях комбайна не было посторонних предметов.
Запрещается включение привода исполнительного органа под нагрузкой, для этого исполнительный орган отводится от забоя.
Пуск комбайна должен производится с подачей предупредительного сигнала, а при его работе запрещается находиться вблизи забоя.
Запрещается при работе комбайна производить ремонтные и регулировочные работы, касаться вращающихся или подвижных частей. Машинист должен прислушиваться к работе двигателя и редуктора, не допускать перегрева или «опрокидывания» электродвигателя.
После окончания работы комбайна все рукоятки управления устанавливаются в нейтральное положение, отключается и блокируется магнитный пускатель комбайна, магнитная станция.

4.3 Меры безопасности при работе с электрическим и механическим оборудованием

По защите людей от поражения электрическим током на участке предусматриваются следующие мероприятия: разъяснительная работа, применение аппаратов и электрооборудования, конструкция которых обеспечивает недопустимость случайного прикосновения к токоведущим частям, применение пониженного напряжения для питания ручного инструмента и осветительной сети, применение индивидуальных средств защиты от поражения электрическим током, применение устройств, заземляющих сети передвижных и стационарных электроустановок, опережающее автоматическое отключение.
Заземление электроустановок осуществляется с помощью специальных устройств, состоящих из заземлителя и заземляющих проводников. Установка местных заземлителей предусматривается в следующих местах:
- у каждого распределительного пункта РПП-0,66;
- у каждой передвижной трансформаторной подстанции типа ТСВП;
- у светильников через каждые 100 метров.
В течение каждой смены, обслуживающий персонал производит наружный осмотр всех заземляющих устройств.
Опережающее автоматическое отключение при утечках на землю осуществляется в сети 660 В аппаратом АЗПБ, установленном в передвижной трансформаторной подстанции, а сети 127 В блоком УАКИ-127. Реле утечки проверяется на срабатывание перед началом каждой смены.
Вентиляционные трубы должны надёжно прикрепляться к стальному натянутому тросу, конец которого должен быть заземлён.

4.4 Меры безопасности при креплении выработки

Перед тем как приступить к установке постоянной крепи, проходчики должны:
- устpaнить повреждения в ранее установленных крепях;
- произвести оборку отслоившейся горной массы с боков и кровли выработки, находясь при этом в безопасном месте.
На начало нового цикла постоянная крепь должна быть возведена, все пустоты за крепью должны быть забучены, допускается отставание постоянной крепи не более шага ее установки. Подготавливать место для следующей рамы только после полного закрепления предыдущей. Для удержания стойки крепи она должна быть присоединена межрамной стяжкой (расстрелом) к раннее установленной раме. При затяжке боков все пустоты за крепью забучиваются негорючими материалами. В процессе крепления необходимо следить за поведением кровли. После окончания работы по креплению, проходчики должны убрать оставшуюся породу, мусор и материалы. Запрещается оставлять на крепи временные подвески, инструмент, приспособления и т.д.

4.5 Противопожарная защита подготовительного забоя

По штреку проложен пожарно-оросительный трубопровод диаметром 100 мм, окрашенный в красный цвет, оснащённый пожарными кранами. Рядом с пожарным краном устанавливается специальный ящик, в котором хранится: ствол со спрыском, прорезиненный рукав длиной 20 м, снабжённый с обоих концов соединительными головками. На ответвлении трубопровода от основной магистрали устанавливается ручная задвижка. Давление воды в трубопроводе составляет 0,6-1,5 МПа. Трубопровод не должен отставать от забоя более 40 м и на его конце подвешиваются два прорезиненных рукава и один ствол.
Кроме этого выработка оснащена индивидуальными средствами пожаротушения, которые устанавливаются в следующих местах:
- в забое подготовительной выработки (не далее 20 м от места работы) - два порошковых огнетушителя;
- у трансформаторной подстанции - 2 порошковых огнетушителя и ящик с песком 0,2 м3 и лопатой;
- у распредпункта - 4 порошковых огнетушителя и ящик с песком емкостью 0,2 м3 и лопатой;
- через каждые 50 м тупиковой выработки - 2 порошковых огнетушителя.

4.6. Мероприятия по предупреждению и локализации взрывов угольной пыли

Выбор способов и средств борьбы с пылью производится в соответствии с «Инструкцией по крмплексному обеспыливанию воздуха». Для обеспыливания воздуха в очистном забое применяется комплекс обеспыливающих мероприятий, включающих орошение при работе выемного комбайна и в местах присыпа угля, а также очистку воздуха, исходящего из забоя. Для обеспыливания вентиляционной струи и снижения пылеотложения на вентиляционном штреке в 10-20 мм от выхода из лавы устанавливается туманообразующая завеса, состоящая из туманообразователей типа Т31. Для подавления пыли при транспортировании угля конвейерами применяется орошение с помощью зонтичных и конусных форсунок.
В местах интенсивного пылеотложения предусматриваются способы предупреждения взрыврв угольной пыли, основанные на исопользовании воды.
Для предотвращения распространения взрывов угольной пыли по сети горных выработок забои подготовительных выработок, проводимых смешанным забоем, а также сопряжения лав со стреками, распределительные пункты в участковых выработках защищаются автоматическими стистемами вспышек метана и кгольной пыли (системами СВША). Защита забоев подготовительных выработок осуществляется рассредоточенными сланцевыми заслонками.
Для локализации взрывов угольной пыли на шахте используются крылья шахтного поля, канвейерные выработки и очистные выработки. Сланцевые заслоны размещаются как на свежем, так и на исходящем потоке: на воздухоподающем, конвейерном и вентиляционном штреках. Для изоляции крыльев шахтного поля сланцевые заслоны устанавливаются в откаточных и вентиляционных штреках у уклонов бремсберга. По сети конвейерных выработок заслоны распологаются на расстоянии 300 метров друг от друга.
Основные сланцевые заслоны размещаются на растоянии 60-300 метров от забоев и сопряжений выработок.

4.7. Меры борьбы с метаном.

Основной мерой борьбы с метаном является эффективное, деятельное проветривание горных выработок. При этом концентрация метана должна быть не более норм, установленных ПБ, а именно:
- на свежей струе
· 0,5%;
- на исходящей струе (из подготовленного или очистного забоев) < 1%;
- на исходящей крыла шахты < 0,75%;
- местные скопления (у буровых станков, очистных и проходческих комбайнов) < 2%.
Контроль за состоянием рудничной атмосферы осуществляется:
- прибором эпизодического действия (ШИ10, ШИ-11);
-переносными приборрами непрерывного действия (Сигнал – 2);
- кроме этого на выемочных комбайнах контроль осуществляется при помощи встроеных метан-рем типа ТМРК-3.
Количество воздуха, поступающего в горные выработки доложно соответствовать расчетному. В тупиковых выработках контроль расхода воздуха осуществляется датчиком скорости воздуха (ДСВ), устанавливаемым на расстоянии 10-15 м от груди забоя, контроль осуществляется непрерывно. Не реже 3 раз в месяц производятся замеры расхода воздуха в исходящих струях шахты, у всех разветвлений свежей вохдушной струе. Все эти мероприятия направлены на исключение возможности загазирования горных выработок, за счет недостатка количества воздуха для разбавления метана до допустимых значений.
Для обеспечения безопасной работы горняков используется аппаратура комплекса «Метан», которая производит отключение электроэнергии при достижении концентрации метановоздушной смеси свыше установленных норм. Датчики устанавливаються в следующих местах:
- в призабойных пространствах тупиковых выработок – под кровлей на расстоянии 3-5 м от забоя на стороне противоположной вентиляционному трубопроводу (установка срабатывания датчика – 2%);
- для контроля слоевых скоплений – 20-30 м от забоя тупиковой выработки у затяжек кровли на стороне противоположной вентиляционному трубопроводу (установка срабатывания датчика – 2%);
- в исходящих струях тупиковых выработок – на расстоянии 10-20м от устья выработки под кровлей на стороне, противоположной вентиляционному трубопроводу (установка срабатывания датчика – 1%);
- у передвижных подстанций на расстоянии 10-15 м от подстанции в сторону забоя кровлей на стороне, противоположной вентиляционному трубопроводу (установка срабатывания датчика – 1%);
- у ВМП с электрическими двигателями – на расстоянии не менее 10 м от вентилятора со стороны забоя тупиковой выработки при разработки пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, и в 3-5м перед ВМП со стороны прохода вентиляционной струи при его установки в выработке, в которую поступает исходящая струя воздуха из других тупиковых или очистных выработок (установка срабатывания датчика – 0,5%);
- в исходящих струях очистных выработок – в 10-20 м от очистного забоя у стенки, противоположной выходу из лавы, посредине высоты выработки. При спаренных лавах с общей исходящей струей воздухаили при схемах проветривания выемочных участков с подсвеживанием исходящей вентиляционной струи – в очистной выработке на расстоянии не более 15 м от выхода из нее (установка срабатывания датчика – 1,3%);
- в исходящих струях выемочных участков в начале вентиляционной выработки в 10-20 м от ходка, уклона, бремсберга или промежуточного квершлага (установка срабатывания датчика – 1,3%);
- в поступающих струях выемочных участков в 10-20 м от места входа поступающей струи на участок (установка срабатывания датчика – 0,5%);
ИТР участка, бригадир, звеньевой и горный мастер участка ВТБ производят замеры метана в следующих местах:
- у забоев тупиковых горных выработок, в исходящих струях очистных и выемочных участков;
- в поступающей струе в тупиковые и очистные выработки;
- в исходящей крыла шахты;
- машинные камеры – персонал камеры или ИТР участка;
- в тупиковых горных выработках и на выемочных участках.
Результаты замеров заносятся в путевку (наряд-путевку) горными мастерами участка ВТБ.
Переносные приборы непрерывного действия используются в следующих местах:
- в призабойных пространствах тупиковых выработок;
- в местах работы людей с исходящей струей;
- у выемочных машинах (если они не оборудованы встроенными автоматическими приборами);
-на электровозах;
-у буровых станков;
При увеличении концентрации метана свыше установленных норм, работы должны быть установлены, а электроэнергия снята. Если в течении 15 минут концентрация метана не снижается (или увеличивается) рабочие выводятся на свежую струю. Работы возобнавляются только после разгазирования выработки и замера концентрации метана.

4.8. Действия рабочих, застигнутых внезапным выбросом.

Внезапному выбросу угля и газа предупредительные признаки к которым относятся:
-выдавливание угля из забоя;
- удары и трески различной силы и частоты в массиве;
- отскакивание кусочков угля и шелушение забоя;
- уменьшение прочности угля;
-усиление давления на крепь;
- появление пылевого облака;
- резкое изменение газовыделения в выработку;
- выброс дыма и газа при бурении шпуров.
При проявлении предупредительных признаков выбрасов угля и газа все работы в опасном забое прекращаются, и люди выводятся на свежую струю в безопасное место.
В случае возникновения внезапного выброса угля и газа, люди, застигнуутые на исходящей струе воздуха, включившись в самоспосателем выброса угля и газа, люди, застигнутые на исходящей струе воздуха, включившись в самоспасатели выходят из лавы по вентиляционному штерку в ближайшую выработку со свежей струей, сообщают по телефону дежурному по шахте о случившемся и выходят к стволу для выезда на поверхность.
Люди, застигнутые внезапным выбросом со стороны свежей струи, включившись в самоспосатели удаляются к погрузному пункту, сообщают о случившемся по телефону дежурному по шахте и выходят к стволу для выезда на поверхность.
Рабочие, ИТР и члены ВГК, застигнутые аварией, действуют согласно Плану ликвидации аварии.








5 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
5.1 Расчет комплексной нормы выработки и расценки
Агрегатная норма выработки Нв.табл = 1,81п.м.(ЕНВ 2004, табл. 3, 86б), трудоёмкость работ табличная ТРтабл = 4,04чел/см.(табл. 3, 86г).
На норму выработки влияет различные факторы, учтенные поправочными коэффициентами:
К1 = 1.06т.к.конвейр ленточный;
К2 = 1,05затяжка боков железобетонная;
К3 = 0.92 - настилка рельсового пути параллельно конвейеру;
К4 = 0.975-крепление водоотливной канавки;
К5 = 1,1 затягивание боков металлической сеткой.
Находим общий поправочный коэффициент:

Кобщ = К1 х К2 х К3 х К4 Х К5

Кобщ = 1,06 х1,05 х 0.92 х 0.975 х1,1 х = 1,09м

Находим установленную норму выработки, погонных метров:

Н13 EMBED Equation.3 1415 = Нв.табл х Кобщ

Н13 EMBED Equation.3 1415= 1,81 х 1,09 =1,97 п.м.
Определяем трудоёмкость работ по выемке горной массы,

Определяем коэффицент цикличности

Кц=13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415
Трудоемкость работ на объем работ за смену 3,2м

ТР=13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415чел х см

Трудоемкость для МГВМ

ТРvi=13 EMBED Equation.3 1415чел - см

Трудоемкость работ для проходчиков

ТР= ТР – ТРvi= 6,516 - 1,61 =4,906чел-см

Трудоемкость работ МГВМ в ремонтную смену

ТР=13 EMBED Equation.3 1415

Суммарная трудоемкость за смену


·ТР= ТРvi+ТРv+ ТРрем= 6,516+0,33=6,846чел-см

Комплексная норма выработки

Нвком=13 EMBED Equation.3 1415

Затраты за цикл
ЗТvi=ТСvi·ТРvi=265,50·1,61=427,46грн
По остальным рабочим затраты определяются аналогично
Расчет приведен в таблице 5.1

5.2Штат рабочих комплексной бригады

Явочный штат рабочих комплексной бригады

Шяв=13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415
Шсп=Шяв·Ксп=18·1,88=35чел

5.3 Расчет численности электрослесарей.

Для ремонта и технического обслуживания машин и электрооборудования забоев, принимаем норматив численности электрослесарей в соответствии с принятым числом подготовительных забоев на участке подготовительных работ (nзаб. = 1) по таблице 9 (12).

Находим норматив численности электрослесарей, человек

Н13 EMBED Equation.3 1415 = 13 EMBED Equation.3 1415

где : 13 EMBED Equation.3 1415Тор. – годовая нормативная трудоемкость ТО и ремонта, человек;
К1 – коэффициент, учитывающий долевое участие участковых
электрослесарей в ТО и ремонте оборудования, К1 = 0.6
К2 – коэффициент, учитывающий техническое обслуживание и
ремонт электропусковой аппаратуры и гибких кабелей, К2 = 1.2;
К3 – коэффициент, учитывающий неплановые ремонты оборудования, выполняемые ремонтными и дежурными лектрослесарями, К3 = 1.3
Далее расчет производим в таблице 5.2
Таблица 5.2– Расчет нормативной трудоемкости электрослесарей за год

Наименование
оборудования

Марка
оборудования
Коли-
чество
единиц в работе
Годовая нормативная
трудоемкость ТО и ремонта,
человеко-часов





единицы
общая

1 Комбайн проходческий
КСП-42
1
2808
2808

2 Комбайн проходческий
КСП32
1
2808
2808

3Ленточный конвейер
.
1Л-100

2

3551

7102


4монорельсовая дорожка
КSР
1
1187
1187

5комплекс орошения
КОВ
1
845
845

6 Вентиляторы местного проветривания
ВМ
2
45
90

7 крепеустановщик
КСП-8
1
711
711

7Установка орошения
ТКО-СО
2
611
1222

8Трубопровод противопожарный

2
150
300

разом



17973


Н13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415 = 7,4 чел.-смен
Принимаем Н13 EMBED Equation.3 1415= 7чел.
Принимаем в каждую смену по одному дежурному электрослесарю IV разряда:
Ч13 EMBED Equation.3 1415= 3 чел.
Составление графика выходов рабочих на сутки.
На основании произведенных расчетов явочной численности бригады составляем график выходов рабочих на сутки в таблице 5.3.
Таблица 5.3 – График выходов рабочих на сутки
Профессия

Тарифный
разряд
Штат на сутки, человек



I
смена
II
смена
III
смена
IV
смена
Всего,
человек

МГВМ
VI
1
1
1
1
4

Проходчик
V
2
4
4
4
14

Электрослесарь дежурный

IV

-

1

1

1

3

Электрослесарь
ремонтный

V

4

-

-

-

4

ГРП
III
3
-
-
-
3

ИТОГО:

10
6
6
6
28

5.4 Расчет продолжительности рабочих процессов на смену и составление графика организации работ

Расчет продолжительности работы комбайна.

Продолжительность выемки горной массы комбайном за смену в минутах определяется по формуле:

tк-н = tнорм х V13 EMBED Equation.3 1415

где: tнорм - норматив времени на выемку горной массы комбайном КПУ на 1 погонный метр, равен 80,33минут при сечении выработки в проходке
Sпр = 19,80м2

tк-н = 80,33 х 3,2 = 257мин.

На одну заходку

tзах = tк-н х 1зах

где: 1зах – расстояние между двумя рамами, 1зах = 1рам =0,8

tзах = 80,33 х 0,8= 64минуты

5.5Продолжительность производственного процесса

Тц= tп-з + tпров + tкреп +tпер, час

Тц =0,5 +4,2+1,05+0,25 =6 час


5.6Расчет продолжительности вспомогательных процессов,
выполняемых в первую смену на сутки

Продолжительность любого вспомогательного процесса определяется
по формуле в минутах

Твсп = 13 EMBED Equation.3 1415
где: Твсп – трудоёмкость любого вспомогательного процесса;
nчел - число человек, принятых на выполнение данного процесса, человек
Трудоёмкость любого вспомогательного процесса рассчитывается
в человеко-сменах по формуле на сутки
ТРвсп = 13 EMBED Equation.3 1415
где: nсм = 3 – число проходческих смен за сутки;
Нуст.всп - установленная норма любого вспомогательного процесса;
Vсм – объём работ любого вспомогательного процесса

Находим трудоёмкость крепления водоотливной канавки, человеко-смен

ТРкр.к = 13 EMBED Equation.3 1415= 0.43чел-см.

где: 22 м. – норма выработки табличная на крепление водоотливной канавки (14)

Продолжительность крепления водоотливной канавки, минут

Ткр.к = 13 EMBED Equation.3 1415= 52 мин.

Находим трудоёмкость настилки постоянного рельсового пути, человеко-смен:
ТРн.р.п = 13 EMBED Equation.3 1415 = 1,40 чел-см.

где: 6,7 – табличная норма выработки на настилку рельсового пути.

Тн.р.п = 13 EMBED Equation.3 1415= 168мин.

5.7 Расчет производительности труда проходчика за смену (выход) и за месяц.

Находим производительность труда проходчика в погонных метрах:
- за сутки (выход )
ПТвых = 13 EMBED Equation.3 1415
ПТвых = 13 EMBED Equation.3 1415= 0.53 п.м./чел.

- за месяц
ПТмес = 13 EMBED Equation.3 1415
где: Vпрсут - проектное суточное подвигание забоя, п.м

Чяв.бр., Чсп.бр. -соответственно явочная суточная и списочная численность бригады проходчиков, человек;
Vмеспр – проектируемое месячное подвигание забоя, п.м.


ПТмес =13 EMBED Equation.3 1415 = 8,72 п.м./чел.

5.8 Планирование себестоимости одного погонного метра проведения

выработки производится по следующим экономическим элементам затрат:

- расходы на оплату труда;
- отчисления на государственное социальное страхование;
- материальные затраты;
- амортизация основных фондов.

5.8.1 Расчет себестоимости одного погонного метра по элементу «Расходы на оплату труда»

Месячный фонд оплаты труда по проходческому забою состоит из основной и дополнительной платы.
Основная заработная плата включает в себя:
- прямую сдельную заработную плату рабочих проходческой бригады;
- прямую повременную заработную плату рабочих вспомогательных рабочих;
- оклады руководителям участка.
Дополнительная заработная плата включает:
- за работу в ночное время;
- за передвижение от ствола до рабочего места и обратно;
- за руководство бригадой и звеньями;
- доплату премии за выполнение плана производства на 100%.

Прямая сдельная заработная плата рассчитывается в гривнах по формуле:

ЗПсд = Рк х V13 EMBED Equation.3 1415
где: Рк – расценка комплексная за один погонный метр в гривнях;
Vмеспр – проектируемое месячное подвигание забоя в п.м.

Прямая повременная заработная плата рассчитывается по формуле:

ЗПпов = Тст х пвых

где: Тст тарифная ставка соответствующего разряда;
пвых – число выходов соответствующего разряда.
пвых = Чяв х nп.13 EMBED Equation.3 1415н
где: Чяв – численность явочная вспомогательных рабочих, человек;
пп.13 EMBED Equation.3 1415н – число рабочих дней забоя за месяц, пп.13 EMBED Equation.3 1415н = 30

Доплата за работу в ночное время производится из расчета 40% часовой тарифной ставки для основных рабочих и в вечернее время 20%.Ночным считается время с 22.00 до 6.00, вечернее с 18,00 до 22,00
Расчет доплаты за работу в ночное время производим в гривнах по формуле:
Дн.вр = Т13 EMBED Equation.3 1415х 0.4 х nнч х nп.13 EMBED Equation.3 1415н х nчел+Т13 EMBED Equation.3 1415х 0.4 х nвч х nп.13 EMBED Equation.3 1415н х nчел

где: Т13 EMBED Equation.3 1415- часовая тарифная ставка рабочего соответствующего разряда в гривнах;
0.4(0.2) – 40%, - доплата за работу в ночное время;
nнч – количество часов работы в ночное время, nнч = 8 часа ;
nчел – количество человек в звеньях, работающих в ночное время и в вечернее
Доплата за передвижение от ствола к месту работы и обратно производится из расчета времени передвижения, установленными хронометражными наблюдениями норматива за 1 час передвижения

Дпер.общ = Тнорм х tхр х Чяв.бр х nр.13 EMBED Equation.3 1415н,

где: Тнорм – норматив оплаты за перемещения, в гривнах, Тнорм = 24,57 грн.;
tхр – время перемещения в оба конца, установленное на шахте на основании хронометраж, tхр = 1 час;
Чяв – численность явочная в сутки, человек.
Доплата за руководство бригадой и звеньями на шахте производится из расчета 15% прямой повременной заработной платы ГРОЗ Vр и 50% этой суммы каждому звеньевому. Бригадиру электрослесарей доплачивается 30 гривен. Доплату за руководство бригадой и звеньями рассчитываем в гривнах по формуле:
Дбр = Тст. Vp х nвых х ( 0.15 + 0.5 х nзв х 0.15)

где: nзв – число звеньев, nзв = 4;
Тст. Vp – тарифная ставка, Тст. Vp = 228,42 грн.;
nвых – количество выходов в месяц, nвых = 22;
Доплата за выполнение плана производится за выполнение плана производства на 100% в размере 40% основным рабочим и надзору, 20% вспомогательным рабочим от суммы прямой заработной платы с доплатой за работу в ночное время.
Принимаем оклады для руководителей и специалистов участка в гривнах в соответствии со штатным расписанием шахты.
Дальнейшие расчеты производим в таблице 5.4

Себестоимость 1 погонного метра по элементу «Расходы на оплату труда» в гривнах находим по формуле:

Соп.тр = 13 EMBED Equation.3 1415

где: V13 EMBED Equation.3 1415- проектируемое месячное подвигание забоя, п.м.

Соп.тр= 13 EMBED Equation.3 1415=1951,22 грн/п.м.

5.8.2 Расчет затрат за месяц себестоимости 1 погонного метра выработки по элементу «Единый социальный взнос»

Сумма отчислений на государственное социальное страхование на шахте производится из расчета 49,6% суммы фонда оплаты труда. Расчет производим по формуле:
13 EMBED Equation.3 1415= 0.496 х 13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415= 0,497 х 561953,41 = 279290,84 грн.

Себестоимость одного погонного метра по элементу «Отчисления на государственное социальное страхование» в гривнах находим по формуле:

Согсс = 13 EMBED Equation.3 1415; Согсс = 13 EMBED Equation.3 1415= 969,76 грн.

5.8. 3 Расчет затрат за месяц себестоимости 1 погонного метра по элементу «Материальные затраты»

В этот элемент на шахте включаются затраты по статьям расходов «Вспомогательные материалы» и «Электроэнергия со стороны».

Расчет затрат по статье расходов «Вспомогательные материалы»

В подготовительном забое потребляется большое количество материалов как разового пользования (зубки, смазочные, взрывчатые другие ).
Для упрощения расчет производим по удельной норме затрат в гривнах на 1 погонный метр. Расчет производим по формуле:
13 EMBED Equation.3 1415= Zм х V13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415
где: Zм – удельная норма расхода вспомогательных материалов на 1 погонный метр выработки в гривнах, Zм = 425 грн.

13 EMBED Equation.3 1415= 425 х 288= 122400грн.

Расчет затрат по статье расходов «Электроэнергия»


·Зел.эн.=а·Wа + в·Wр,грн

Wа =
·Sтр·cos ·t ·nр.д.= 862,8 ·0,7· 18·30= 326138,4кВтхчас

Wр =
·Sтр ·Sin ·t ·nр.д.= 862,8·0,8· 18·30 = 372729,6кВт х час


·Зэл.эн =326138,4 х 0,919+ 372729,6 х 0,07 = 299721,18+ 26091,07 = 325803,25грн

13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415+ 13 EMBED Equation.3 1415

13 EMBED Equation.3 1415= 122400+ 325803,25 = 448203,25грн
Себестоимость одного погонного метра выработки по элементу «Материальные затраты» в гривнах равна:

Смз =13 EMBED Equation.3 1415
Смз = 13 EMBED Equation.3 1415 = 1556,26 грн./п.м.

5.8.4 Расчет себестоимости одной тонны угля по элементу «Амортизация основных фондов»

Амортизационные отчисления за месяц производятся по всем видам оборудования подготовительного забоя в гривнах и рассчитываются по формуле:
13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415

где: 13 EMBED Equation.3 1415- полная первоначальная стоимость оборудования в гривнах.

13 EMBED Equation.3 1415= Цотп х К х 2.5,

где: Цотп – цена оптовая комбайна в гривнах, принимаем для комбайна по данным шахты Цопт = 5900 тыс. грн.;
К – коэффициент, учитывающий 20% цены оптовой на транспортные расходы и 10% на затраты по монтажу оборудования, К = 1.35;
2.5 – коэффициент, учитывающий прочее оборудование забоя

13 EMBED Equation.3 1415= 5900000 х 1.35 х 2.5 =19912500 грн.

На – годовая норма амортизационных отчислений, На = 24%

13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415= 398250 грн.

Себестоимость 1 погонного метра по элементу «Амортизация основных фондов» находим по формуле:

Са = 13 EMBED Equation.3 1415

Са = 13 EMBED Equation.3 1415 = 1382,81 грн/п.м.
5.9 Калькуляция себестоимости 1 погонного метра

На основании произведенных расчетов затрат по экономическим элементам составляем калькуляцию себестоимости
Таблица 5.5– Калькуляция себестоимости 1 погонного метра
Элементы затрат
Сумма затрат
за месяц,
грн.
Себестоимость
1 погонного
метра,
грн.
Удельный вес вес
оборудования
в общей
себестоимости,
%

1Расходы на оплату труда
2Отчисления на государственное социальное страхование

3Материальные затраты

4Амортизация основных фондов
561953,41

279290,84


448203,25

398250
1951,22

964,76


1556,26

1382,81
33,32

16,56


26,58

23,54

ИТОГО:

5855,05
100





5.10 Расчет показателей экономической эффективности

Находим условную годовую экономию от снижения себестоимости и роста добычи угля в проектном варианте в гривнах по формуле:

УГЭ = (Сб – Спр) х V13 EMBED Equation.3 1415
где: Сб, Спр – себестоимость одного погонного метра базового и проектного вариантов, в гривнях;
V13 EMBED Equation.3 1415 - планируемое годовое подвигание забоя, п.м.

V13 EMBED Equation.3 1415= V13 EMBED Equation.3 1415 х 12

V13 EMBED Equation.3 1415= 288 х 12 = 3456п.м.

УГЭ = 680 х 3456= 2350080грн.

Срок окупаемости от внедрения новой техники находим по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 Т13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 14156.6 лет
где: Кз - капитальные затраты базового и проектного вариантов,

К13 EMBED Equation.3 1415= 12200тыс.грн. по данным шахты, К13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415= 19912500 грн

Т13 EMBED Equation.3 1415= 13 EMBED Equation.3 1415 = 3,3 года.

Условный годовой экономический эффект от внедрения новой техники находим в гривнах по формуле:

УГЭЭ = УГЭ – Ен х (К13 EMBED Equation.3 1415- К13 EMBED Equation.3 1415),

где: Ен – нормативный коэффициент экономической эффективности капитальных вложений для внедряемой новой техники, Ен = 0.15.

УГЭЭ = 2350080 – 0.15 х (19912500 – 12200000) = 1 193205грн.

Рост производительности труда рабочего комплексной бригады проектного варианта находим по формуле:

13 EMBED Equation.3 1415 = 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415 = 13 EMBED Equation.3 1415=79%

Вывод:В результате расчета по внедрению нового комбайна КПУ,были получены следующие экономические показатели. Производительность труда за месяц возросла на 79%, стоимость проведения сократилась на 680грн за 1пм. Срок окупаемости составил 3,30года, что ниже нормативного 6,6года.Условный годовой экономический эффект составил . 1 193205грн
.,скорость увеличилась за месяц до 288м, по сравнению с базой 180м

Таблица5.6– Сравнение технико-экономических показателей
Наименование показателей
Базовый вариант
Проектный вариант
+ / - к базе

Сечение выработки
в проходке
Способ проведения
Марка выемочного механизма
Способ транспортировки горной массы от забоя
Доставка материалов к забою
Подвигание выработки, м.
за смену
за сутки
за месяц
Численность суточной комплексной бригады человек:
явочная
списочная
Производительность труда проходчиков, м.п.:
на выход
на месяц
Капитальные затраты, грн.
Себестоимость 1 п.м. , грн.
Условный годовой экономический эффект, грн.
Срок окупаемости, лет
Рост производительности труда, %

19,8
комбайн
КСП-32
1Л-100

КSР

2,0
6,0
180


20
37


0,30
4,86
12200000
6535,06

19,8
комбайновый
КСП-42
2 Л-100

КSР

3,2
9,6
288


18
33


0.53
8,72
16537500
5855,06

124945,5
3,30
79










+1,20
+3,6
+180


-2
-4


+0,23
+3,86
7712500
680















ПЕРЕЧЕНЬ ИСТОЧНИКОВ

Заплавский Г.А., Лесных В.А. Технология подготовительных и очистных работ. – М.:Недра, 1989.
Методическое пособие по выполнению специальной части дипломного проекта на тему «Технология проведения горных выработок» . – Донецк: ДГТ, 2004.
Мельников Н.И. Проведение и крепление горных выработок. – М.:Недра, 1988.
Инструкция по выбору рамной металлической податливой крепи горных выработок. – Л.:ВНИМИ, 1986.
Технологические схемы разработки пологих пластов Украины. – Донецк: ДонУГИ, 1999.
Правила безопасности в угольных шахтах. – К.:2010.
Сборник инструкций к правилам безопасности в угольных шахтах. Том 1 и 2. – К.: 2003.
Машины и оборудование для угольных шахт. Справочник/под ред. Хорина В.Н.- М.:Недра, 1978.
Правила технической эксплуатации угольных шахт –Киев, Основа 2007 .
Методические рекомендации к курсовому проектированию по электроснабжению горных предприятий. – Донецк, 2000.
Технические и конструктивные данные электрооборудования шахтных машин и механизмов, аппаратов управления и защиты, шахтных кабелей. 12 Методическое пособие для курсового и дипломного проектирования. – Донецк, ДГТ, Салицдат, 2007.
13 Єдині норми виробітку на гірничопідготовчі роботи для вугільних шахт. Київ2004р
Єдині нормативи чисельності почасово оплачуваних робітників для вугільних шахт.Київ-2007р.
Прейскурант цен на горношахтное оборудование и материалы. – Донецк, 2013г,.
Методические рекомендации по выполнению экономической части дипломного проекта, ДГТ им Е.Т. Абакумова – 2012.
Единые нормативы численности по ремонту и техническому обслуживанию горношахтного оборудования. – Донецк 2007.0
Тарифные ставки и оклады для работников угольной промышленности Украины 2013г.





Конс з н.к..

Борисова Ю.Г.

Конс.

Овчинникова Г.Н.

Конс.

ПархоменкоС.Г.

Керів.

Никитина Н.А.

Разраб.

Сытник Л.

Аркушів

Зм.


Арк.

№ докум.

Підп.

Дата

Арк.

3

ДП.000.0102.003.031.ПЗ


Проект технологии проведения вентиляционного штрека 1- й южной лавы блока 7 пласта d4 в условиях шахты « Покровская»
паспорта капитального ремонта западного полевого откаточного штрека №3 в условиях шахты им.А.А.Скочинского

Літ.

65


ДГТ гр.1ПР-11з

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

4


ДП.000.0102.003.031.ПЗ
ДП 0102 03 36  000 ПЗ







62


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

5


ДП.000.0102.003.031.ПЗ
ДП 0102 03 36  000 ПЗ



Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

6


ДП.000.0102.003.031.ПЗ
ДП 0102 03 36 000 ПЗ



Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

7






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

8






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

9






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

10






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

11






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

12










61


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

13






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

14










15


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





60


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

16






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

17






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

18






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

19
22





Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

20






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

21






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

22






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

23






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

24






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

25










31


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

26






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

27






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

28






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

29






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

30


























54


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





56


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





57


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

32










34


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





35


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





55


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





36


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





37


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





38


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

39






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

42










52


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





40


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

45










43


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.

Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

46






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

47






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

48






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

49






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

50






Зм
.

Арк.

№ докум.

Підпись

Дата

Арк.

51






























































ДП.000.0102.003.031.ПЗ
ДП 0102 03 36  000 ПЗ



4


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





65


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





63


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





64


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.





58


Арк.

Дата

Підпись

№ докум.

Арк.

Зм
.



 "х Root EntryEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation Native Заголовок 1 Заголовок 2 Заголовок 3 Заголовок 4 Заголовок 5 Заголовок 6 Заголовок 7 Заголовок 8 Заголовок 915

Приложенные файлы

  • doc 15914457
    Размер файла: 2 MB Загрузок: 0

Добавить комментарий