Проект вскрытия и отработки поля шахты "Денисовская"

Работа из раздела: «Геология, гидрология и геодезия»

https://

Введение

Дипломный проект - итоговая работа студента, которая завершает весь цикл обучения в университете и нацелена на решение комплексных горных задач в области подземной разработки месторождений полезных ископаемых.

Дипломный проект выполняется на базе теоретических знаний и практических навыков студентов, полученных на протяжении всего курса обучения, включая курсовые работы и проекты, производственные практики, трудовую деятельность, а также учебные научно-исследовательские работы.

Студент должен создать завершенную работу, основные выводы и предложения которой могут быть использованы на производстве.

Проект должен содержать элементы творчества, отражать умение автора решать инженерные задачи на современном уровне, знание основ технологии, организации и экономики подземных горных работ.

При выполнении дипломного проекта необходимо учитывать действующие нормы технологического проектирования и правила безопасности и эксплуатации, общегосударственные и отраслевые инструкции по ведению горных работ при подземной разработке месторождений полезных ископаемых.

Темой дипломного проекта является: «Проект вскрытия и отработки поля шахты “Денисовская”».

Денисовское каменноугольное месторождение расположено в юго-восточной части Алдано-Чульманского угленосного района Южно-Якутского бассейна Республики Саха, в 20 км юго-западнее г. Нерюнгри, в 10 км южнее п. Чульман и в 25 км севернее п. Беркакит.

Ближайшей железнодорожной станцией является разъезд Денисовский, расположенный на железнодорожной линии Беркакит - Томмот, проходящей по западной границе Денисовского месторождения, вдоль берега реки Чульман.

Через центральную часть месторождения проходит Амуро-Якутская магистраль (АЯМ), связывающая г. Якутск с Байкало-Амурской железнодорожной магистралью.

В районе п. Чульман располагается аэропорт.

Энергетическая база района представлена действующими Чульманской и Нерюнгринской ГРЭС.

Уголь пласта К₄ представлен следующими марками: К и КЖ.

Уголь Денисовского месторождения отличается высоким содержанием углерода. В зоне окисления содержание углерода несколько снижается и увеличивается содержание кислорода.

1. Характеристика района и месторождения

1.1 Общие сведения о районе

Месторождение Денисовское каменного угля расположено в 20 км к северо-востоку от г. Нерюнгри, в 10 км южнее поселка Чульман. В 8 км восточнее месторождения находится Нерюнгринская ГРЭС с жилым поселком Серебряный Бор. Через центральную часть месторождения проходит Амуро-Якутская автодорога, соединяющая г. Якутск с Амурской областью. До г. Нерюнгри построена железнодорожная магистраль, соединяющая Южно-Якутский промышленный комплекс с БАМом.

Ближайшим угледобывающим предприятием является Нерюгринский угольный разрез мощностью 10 млн. т угля в год, расположенный в 35 км юго-западнее месторождения.

В крупных населенных пунктах - городе Нерюнгри и поселке Чульман имеются объекты соцкультбыта, коммунального хозяйства, производственная база строительства, ремонтно-механический завод, районная нефтебаза, Нерюнгринская ГРЭС, Чульманская ГРЭС. Все населенные пункты связаны между собой шоссейными дорогами. В поселке Чульман имеется аэропорт, принимающий все типы самолетов.

Климат района резко континентальный, летом температура достигает +35⁰С, зимой она понижается до -61⁰С (метеостанция п. Чульман). Зимний период длится шесть-семь месяцев, длительность безморозного периода 58 дней. Среднегодовая температура воздуха отрицательная (-9.5⁰С).

Количество осадков составляет: максимальное - 649 мм, минимальное - 308 мм, среднее - 496 мм.

Устойчивый снежный покров держится 210 дней. Толщина снежного покрова не превышает 1м.

Сейсмичность района составляет 7-8 баллов по шкале Рихтера.

Месторождение находится в районе развития островной многолетней мерзлоты.

Вдоль склонов и ниже днищ долин рек развита многолетняя мерзлота островного характера.

Денисовское месторождение каменного угля расположено в юго-восточной части Алдано-Чульманского угленосного района Южно-Якутского каменноугольного бассейна. Детальная разведка месторождения выполнена Южно-Якутской комплексной экспедицией в 1977-1981 гг. Запасы каменного угля утверждены протоколом ГКЗ СССР (протокол № 9038 от 6 августа 1982 г.). Кондиции для подсчета запасов разработаны институтом «Сибгипрошахт» и утверждены ГКЗ СССР (протокол № 1615 от 28.08.1981 г).

Проектом строительства УДП «Денисовское», выполненном институтом «Сибгипрошахтом» в 1991 году, предусматривались к отработке 2 пласта - К₆ и К₄. Отработка пласта К₆ намечалась подземным способом, К₄ - комбинированным: выход пласта под наносы - открытыми работами, далее - подземными работами.

Фактически добыча угля на участке открытых работ ведется с 1991 года на выходах пласта К₄ под наносы. Отработка ведется транспортной системой разработки экскаваторами ЭКГ-5 А, уголь автосамосвалами вывозится на угольный склад на основной промплощадке, погрузка в ж.д. вагоны производится экскаватором ЭКГ-5А. Вскрыша автосамосвалами транспортируется на внутренние отвалы. На промплощадке предприятия построены дробильно-сортировочный комплекс, котельная, ремонтно-складские объекты, АБК, ж.д. погрузочная станция, гаражи автобульдозерной техники, другие объекты вспомогательного назначения.

Добыча в разные годы составляла 110-312 тыс. т.

В 2001 году институтом «Сибгипрошахт» произведена корректировка проекта строительства Угледобывающего предприятия «Денисовское». Корректировкой проекта предусматривалась доработка участка открытых работ в 2002-2003 годах с производственной мощностью 250 тыс. т угля в год.

Одновременно предполагалось строительство участка подземных работ по пласту К4 (шахта).

Мощность пласта К₄ 2,04-4,8 м, угол падения 2-6° угли марки КЖ, К, не самовозгорающиеся, газообильность низкая, прогнозируемые водопритоки высокие. Породы кровли и почвы представлены в основном мелко-среднезернистыми песчаниками, крайне редко алевролитами

Маломощный (1,05 м) и высокозольный пласт К6^Н залегающий в 50-55 м выше пласта К₄ может быть подработан, что подтверждается заключением ВНИМИ.

Лицензия на право пользования недрами ЯКУ № 01529 ТЭ, в границах которой и ведутся горные работы, получена 29.07.1998 года сроком на 15 лет ОАО «Угледобывающее предприятие «Денисовское», республика Саха (Якутия). Площадь предварительного горного отвода 352,3 га. Размеры шахтного поля в границах лицензии на право пользования недрами составляют: по простиранию - 3,5 км, по падению - 1 км.

1.2 Геологическое строение Денисовского месторождения

Размеры Денисовского месторождения в пределах площади детальной разведки: по простиранию пластов -- 16 км (между р. Чульман и р. Олонгро), вкрест простирания - от 0,8 до 5,5 км (от выхода под наносы пласта Д^н₁₁ до руч. Китаянка и Китаянского крупноамплитудного сброса). Размеры УДП «Денисовское» по пласту К₄ в границах лицензии на право пользования недрами 3.5км х 1км, с учетом проектируемых границ перспективного развития: 3.5км х 4,0 км.

В геологическом строении месторождения в пределах площади детальной разведки принимают участие угленосные отложения юрского возраста в составе двух свит (снизу вверх): дурайской и кабактинской. Мощность дурайской свиты 540 м, а вскрытая мощность кабактинской свиты - 470 м. Отложения дурайской свиты представлены в основном песчаниками и алевролитами, кабактинской свиты преимущественно среднезернистыми и в меньшей степени мелкозернистыми песчаниками. Литологические отложения весьма однородны. Как правило, это песчаники аркозовые. Развитием пользуются как слоистые, так и массивные типы пород.

Угленосные отложения повсеместно перекрыты отложениями четвертичного возраста. Мощность их изменяется от 0,5 до 3,0 м, в отдельных случаях 4,0-5,0 м. наибольшее площадное распространение имеют делювиальные отложения, которые развиты на склонах долин и водоразделов (глыбово-валунный материал с примесью щебня, супесей и суглинков). На плоских вершинах водоразделов распространены как правило элювиальные отложения (супеси, суглинки, щебенка, обломки и глыбы каменного материала).

1.3 Тектоника

В структурно-тектоническом отношении месторождение расположено в пределах крыла крупной Олонгрино-Китаянской синклинальной структуры. Породы угленосного комплекса и пласты угля залегают в целом моноклинально с погружением в юго-западном и южном направлениях под углами в основном 2-6°. Относительно простая структура месторождения, в том числе пласта К⁴, осложнена разрывными и пликативными дислокациями, послойными подвижками и внутрипластовыми деформациями в пластах угля. Усложнение тектонического строения наблюдается с запада на восток. Западная часть пласта К₄ на протяжении 4 км (поле УДП «Денисовское») - этопологая моноклиналь, осложненная в восточной его части на верхних горизонтах очень пологой мелкой вторичной синклиналью. Углы падения крыльев складки 2°. На средних горизонтах пласта от восточной границы шахтного поля на восток проявляется мелкая вторичная антиклиналь. Обе складки развиваются по простиранию пласта на восток с углами падения крыльев в пределах 2-6°.

В пределах пласта К₄ в целом на площади его простирания выявлены 4 разрывные нарушения (с запада на восток - №№1, 4, 5 и 2).

Направление сместителей - по падению пласта. Затухают нарушения (№№1, 4, 2) к средним горизонтам, а нарушение №5 - вблизи выхода пласта под наносы.

Нарушения крутопадающие (70-80°), амплитуды смещения уменьшаются по мере затухания с 14-12 м до 6-4 м. Ширина зон дробления определяется в 10-15 м. Все нарушения развиты в восточной срединной части пласта. Нарушение №1 с амплитудой смещения 14-12 м служит естественной восточной границей проектируемого участка подземных работ на верхних горизонтах. Непосредственно на участке подземных работ крупноамплитудные нарушения не выявлены.

Мелкоамплитудные разрывные нарушения (0,5-3,0м) выявлены геологоразведкой при проходке канав и подземных выработок по пласту (с целью отбора проб угля). Немногочисленное наличие их подтверждается горными работами по пласту К₄ действующего участка открытых работ УДП «Денисовское». Мелкоамплитудные разрывные нарушения возможны и на более нижних горизонтах, т.к. по керну скважин наблюдались зоны дробления пород и зеркала скольжения. Породы кровли пласта К₄ трещиноватые и слабо трещиноватые (от 2 до 5 тр/пог. м) вне зон дробления и интенсивной трещиноватости. Для угля характерна интенсивная трещиноватость - от 20 до50 тр./пог. м. Кроме вышеперечисленных крупноамплитудных нарушений, в восточной половине пласта (вне границ УДП 'Денисовское') выявлено еще одно крупное нарушение №3 (Китаянское). Оно обрезает все пласты Денисовского месторождения, является границей с соседним Муастахским месторождением. Нарушение прослежено по простиранию пласта Кд на 5 км, имеет крутое падение (70-80°) на юго-запад и амплитуду смещения от 50 до 150 м.

Китаянское нарушение значительно осложнило залегание всех пластов Денисовского месторождения, в т.ч. и пласта К₄. Вдоль нарушения и по простиранию в зоне его затухания на протяжении 7 км в полосе шириной от 200 до 800 м наблюдается увеличение угла падения пласта с 6^о до 15-30^о.

1.4 Гидрогеологические условия

Площадь месторождения расположена в междуречье р. Чульман и р. Олонгро и рассечена их притоками. Глубина вреза долины р. Чульман - 155-180 м, руч. Китаянка -160 м. руч. Дежневка - 75-100 м. В пределах шахтного поля протекает только руч. Дежневка. Вне границ шахтного поля расположены р. Чульман и руч. Китаянка.

Многолетнемерзлые породы развиты на склонах водоразделов и в днищах долин поверхностных водотоков. Мощность их изменяется от нескольких метров до 60-100 м. Талые породы развиты на водоразделах и южных пологих склонах, в руслах поверхностных водотоков.

Из криогенных явлений имеют развитие в днище долины руч. Дежневка наледи.

Многолетнемерзлые породы ограничивают инфильтрацию атмосферных осадков, создают подпор в долинах водотоков.

Подземные воды шахтного поля приурочены к делювиально-элювиальным отложениям четвертичного возраста и угленосным отложениям юрского возраста. Воды аллювиальных отложений развиты за пределами шахтного поля, в долине р. Чульман. Отложения представлены песком (60%) с гравием, галькой и валунами. Воды аллювия имеют связь с водами юрских отложений под руслом реки только в местах наличия интенсивно трещиноватых песчаников, в горные выработки шахты не будут поступать.

Делювиально-элювиальные отложения, представленные различным обломочным материалом, повсеместно покрывают шахтное поле. Мощность их колеблется от 1,0 до 3 м. Содержащиеся в них воды - грунтовые. Питаются они за счет инфильтрации атмосферных осадков в теплое время года. По трещинам воды свободно фильтруются в нижележащий водоносный горизонт юрских пород. Водопроводимость четвертичных отложений неодинаковая во времени и по площади. К наступлению зимы воды отложений в основном истощаются, а оставшаяся их незначительная часть перемерзает. Значительного влияния на увеличение притока подземных вод в шахту грунтовые воды не окажут.

Подземные воды юрских отложений относятся к типу трещинных, трещинно-пластовых и трещинно-жильных. Массив пород неравномерно трещиноватый и не имеет выдержанных водоупоров. Воды напорные, особенно в долинах рек и ручьев. Под ручьем Дежневка пласт отрабатываться не будет, проектом предусматривается оставление охранного целика под его долиной. Обводненность массива неравномерная, что по видимому обусловлено наличием зон интенсивной трещиноватости и дробления пород.I

Средний коэффициент фильтрации не превышает 0.31 м/сут. а водопроводимость колеблется от 2,6 до 47 м²/сут. С глубиной (ориентировочно ниже 100 м) водообильность и водопроницаемость пород уменьшается.

Ожидается, что приток подземных вод в шахту при отработке запасов в границах существующей лицензии на право пользования недрами 250 м^З/час (нормальный) с возможным кратковременным увеличением до 500м^З/час за счет дождей, снеготаяния и из интенсивно трещиноватых зон.

При отработке запасов угля проектируемого перспективного участка ожидается, что приток воды в шахту ориентировочно составит 700 м^З/час (нормальный) с возможным кратковременным увеличением до 1800 м^З/час.

Следует отметить, что гидрогеологические условия в геологическом отчете даны в целом по месторождению для всех пластов кабактинской и дурайской свит, а в проекте предусматривается отработка только пласта К⁴. В связи с этим считаем целесообразным в процессе строительства подземного участка и его эксплуатации систематически уточнять гидрогеологические условия отработки месторождения.

По химическому составу подземные воды юрских отложений относятся к гидрокарбонатным, сульфатно-гидрокарбонатным, кальциево-натриевым с минерализацией от 69 до 72 мг/л. Общая жесткость их 0.6-2.2 мг/литр и относятся они к мягким, содержат свободную углекислоту до 4,4 мг/литр. Реакция вод щелочная (РН=7,1-7,8). В скважинах самоизлива проявляется запах сероводорода, содержание его в водах не превышает 1 мг/литр. Незначительное содержание свободной углекислоты указывает на отсутствие агрессии. По химическому составу подземные воды пригодны для хозяйственно-питьевых целей.

1.5 Характеристика угольных пластов

Общая площадь распространения пласта К₄- 36,5 км², из них, на площади 12,3 км² пласт отсутствует (в центральной и юго-восточной части). Строительство участка подземных работ намечается на площади 12,2 км² (западная часть площади). Площадь (8,5 км²) к востоку от шахты малоперспективна для отработки в ближайшее время, так как представляет собой два удаленных участка (через 1,5-2 км), каждый из которых содержит ограниченные запасы угля (отдельно 8,8 млн. т. и 5,6 млн. т.), при этом угол падения пласта изменяется от 2° до 30°, пласт расщепляется на 2-3 пачки, из которых одна имеет рабочее значение, а средняя мощность ее равна соответственно 1,39 м и 1,44 м. Остальная площадь (3,5 км²) - это остаток площади к западу от шахты, между р. Чульман и руч. Китаянка. Здесь пласт в узкой излучине р. Чульман также расщепляется на 2-3 пачки с уменьшением мощности до выклинивания и расположен в водоохранной зоне реки (что предопределяет неэкономичность его отработки, так как балансовые запасы вне целика под водоохранную зону составляют 2,6 млн. т).

Общей закономерностью для пласта в целом по месторождению является увеличение мощности его с юго-востока на северо-запад по простиранию. В крайней юго-восточной части на протяжении от 0,3 до 5,5 км, общая мощность пласта изменяется от нулевого значения до 2,7 м (средняя 1,44 м). Западнее, на протяжении 1,5-2,0 км по простиранию пласт отсутствует. Далее, к западу на протяжении 1,0-1,6 км до линии расщепления пласта (восточная граница проектируемого участка подземных работ) общая кондиционная мощность одной из 2-3 пачек, на которые расщепляется пласт К₄, изменяется от нулевого значения до 1,1-2,8 м (средняя 1,39м).

К северо-западу от линии расщепления пласта на пачки, на площади, где намечается строительство участка подземных работ, пласт К₄ имеет сложное и реже простое строение с изменяющейся мощностью от 3,1-3,6 м до 6,5 м по простиранию и до 4,8 м по падению. Затем в узкой излучине р. Чульман пласт вновь расщепляется на 2-3 пачки с уменьшением кондиционной мощности до 2,4 м и полного выклинивания пласта. Характеристика угля пласта К₄в границах шахты «Денисовская» приведена в таблице 1.1.

Таблица 1.1. Характеристика угля пласта К₄в границах шахты «Денисовская»

Мощность пласта, м от-до средняя	Строение пласта (число породн прослоев)	Угол падения пласта, градусов от-до преоблад.	Вмещающие породы (литологический состав)	Коэффициент крепости по М.М. Протодьяконову от-до преобладающая
По геологическому отчету	Выним мощн пласта, м			Основной и непосредственной кровли	Почвы; наличие пучащих пород	Угля	Вмещающих пород
Общая	Полез
1	2	3	4	5	6	7	8	9
2,1-4,48 3,55	2,1-4,28 3,43	2,1-4,48 3,55	Простое, сложное (0-5)	2-5 4	Непосредственная кровля-алевролит и песчаник КЗ,СЗ,МЗ. Основная кровля-песчаник КЗ,СЗ,МЗ	Песчаник СЗ,МЗ, алевролит КЗ; Не пучит	0,22-1,7 0,6-0,8	7-13 10-12

Примечание: КЗ, СЗ, МЗ - крупнозернистый, среднезернистый, мелкозернистый

1.6 Качество угля

Качественная характеристика угля пласта К₄оценивалась по данным геологоразведочных работ (детальная разведка проводилась в 1977-1982 годах, доразведка проводилась в 1988 году,). Коксуемость углей изучалась институтом ВУХИН, обогатимость - институтом КузНИИуглеобогащение.

Уголь пласта К₄ по основным технологическим показателям в соответствии с ГОСТ 25543-88 отнесен к коксующимся марки К.

По петрографическому составу уголь витринитовый.

Основные показатели качества угля пласта К₄ (колебания и средние значения) приведены в таблице 1.2.

Угли отрабатываемого пласта являются малосернистыми и малофосфористыми. Среднее содержание серы равно 0,31 %, среднее содержание фосфора - 0,0074 %. Следует отметить, что сера имеет органическое происхождение и входит в состав угольной массы, то есть при обогащении вся сера перейдет в концентрат.

Аналитическая влажность находится в диапазоне от 0,2 до 1,48 %. Рабочая влажность выдаваемого из шахты угля ожидается порядка 6,0 %.

Зольность «чистого» угля по пласту довольно высокая - 19,0%, в пределах зоны первоочередной отработки на участке подземных работ составляет в среднем 17,5%.

Повышенная зольность «чистых» угольных пачек связана с повышенным содержанием тонкодисперсных минеральных включений в самой угольной массе, то есть имеет место повышенная минерализация угольной массы. Пластовая зольность, с учетом 100% засорения породными прослоями, которые в основном расположены в верхней пачке пласта, на уровне 24,7%.

Выход летучих веществ по пласту К₄ находится в основном в пределах от 17 до 27%. Толщина пластического слоя (у) в среднем составляет 23 мм при колебаниях от 10 до 36 мм.

Уголь обладает высокой теплотворной способностью, высшая теплота сгорания (по бомбе) составляет от 36,42 МДж/кг до 36,85 МДж/кг (8697-8798 ккал/кг).

Спекающие свойства угля в значительной мере определяют технологическую ценность его как сырья при производстве металлургического кокса. Наряду с толщиной пластического слоя (у), который является основным показателем спекаемости в России, по углю Денисовского месторождения проводились исследования и определялись показатели, положенные в основу Международной классификации углей (индекс Рога, индекс свободного вспучивания, тип кокса по Грей-Кингу, расширение на Одибер-Арну, отражательная способность витринита и т.д.). Согласно показателям угли Денисовского месторождения в Международной классификации занимают самую верхнюю строку (кодовые номера 535, 435, 434, 334), то есть они являются наиболее ценными коксующимися углями. Результаты опытных коксований показывают, что неокисленные угли образуют металлургический кокс высокой механической прочности. Показатели прочности кокса остаются высокими и при совместном коксовании Денисовских углей с углями марки СС (до 30% в шихте) и Г (до 40% в шихте).

Выход побочных продуктов при слоевом коксовании угля следующий: смолы в пересчете на сухой уголь 1.87-4.11%, бензола - 0,53-1,09%, что выше, чем выход данных продуктов из равнометаморфизованных углей Кузбасса. Содержание аммиака низкое - 0,18-0,22%, в 1,5 раза ниже, чем в кузнецких углях. Выход коксового газа, приведенный к 4000 ккал, составляет от 330 м³/т до 388 м³/т. В составе газа преобладают водород и метан. Газ представляет собой высококалорийное топливо с теплотой сгорания от 4008 до 4598 ккал/м³.

Таблица 1.2. Основные показатели качества угля пласта К₄

Пласт	Влага аналитич %	Зольность, %	Содержание серы, S^d_t,%	Содержание фосфора, Р^d,%	Выход летучих веществ, V^daf,%	Толщина пластического слоя, у, мм	Теплота сгорания высшая, Q^daf_s, МДж/кг
		чист угольн пачек	со 100% засорением прослоями
1	2	3	4	5	6	7	8	9
К₄	0,2-1,48 0,44	11,8-34,4 19,0	11,8-49,7 24,7	0,18-0,55 0,31	0,002-0,021 0,008	17-27 22	10-36 23	36,42-36,85 36,6

Примечание: в числителе - предел значений

в знаменателе - преобладающее значение

1.7 Горно-геологические условия эксплуатации

Угленосные отложения повсеместно перекрыты отложениями четвертичного возраста. Мощность их изменяет от 0.5 до 3.0 м, в отдельных случаях до 4.0 - 5.0 м. Наибольшее распространение на склонах долин имеют делювиальные отложения , которые развиты на склонах долин и водоразделов (глыбо-валунный материал с примесью щебня, супесей и суглинков). На плоских вершинах водоразделов распространены, как правило элювиальные отложения (супеси, суглинки, щебенка, обломки и глыбы каменного материала).

В строении непосредственной кровли пласта К₄ принимают участие все литотипы углевмещающих пород от алевролитов до крупнозернистых песчаников. Песчаники крупнозернистые образуют значительное поле на северо-западе месторождения, а также небольшое поле на юге месторождения. Мощность слоев крупнозернистых песчаников составляет 1.6-2.5 м. Песчаники среднезернистые вскрыты в непосредственной кровле рассматриваемого угольного пласта и образуют обширные поля северо-западного простирания. Мощность слоев среднезернистых песчаников меняется от 1.6 м до 11.4 м. При больших мощностях песчаников они будут одновременно являться непосредственной и основной кровлей.

Песчаники мелкозернистые в непосредственной кровле пласта К₄ имеют относительно ограниченное распространение. Они образуют удлиненные на север и северо-запад поля, которые сменяются полями среднезернистых песчаников. Слон мелкозернистых песчаников достигают мощности 16 м. В целом непосредственная и основная кровли пласта К₄, сложенные песчаниками разной зернистости, относятся к весьма устойчивым, трудно обрушающимся и частично - к среднеустойчивым (на участках с алевролитами). Алевролиты в принятых к отработке границах пласта К4 имеют ограниченное распространение у восточной границы. Они имеют мощность 0.2-0.5 м и будут образовывать «ложную» кровлю на весьма ограниченной площади.

В непосредственной кровле пласта К4 преимущественное развитие имеют слаботрещиноватые и трещиноватые породы.

Непосредственная почва пласта К4 также представлена алевролитом и песчаниками, крупнозернистыми, среднезернистыми и мелкозернистыми. Очень редко встречается аргиллит. Алевролит крупнозернистый и мелкозернистый достигает мощности 2.0-5.0 м, довольно крепкий (f= 4-7), не размокает и не пучит.

Песчаники характеризуются более высокой крепостью (f= 7-13). Мощность слоев песчаника в непосредственной почве достигает 8.5-20.5м.

Крепость угля пласта К₄ колеблется от 0.22 до 1.7, наиболее встречаемые значения 0,6 - 0,74. На отдельных площадях в пласте встречается 2-3 прослойка пород, представленных углистой породой. Крепость прослойком составляет от 0.5 до 3.

По данным геологического отчета твердые включения (конкреции) в пласте К₄отсутствуют.

Сопротивление угля пласта К4 резанию составляет 140 кН.

Характеристика угля пласта К4 в границах шахтного поля УДП «Денисовское» приведены в таблице №1.

Физико-механические свойства угля и пород, вмещающих угольный пласт К₄. приведены в таблице №2.

Па выходе пласта К4 под наносы, до глубины 70 м. распространена лона многолетней мерзлоты. Вдоль выхода под наносы зона многолетнемерзлых пород отсутствует только на площади, прилегающей к долине руч. Дежневка. Большая часть пласта. залегающая в зоне многолетней мерзлоты вдоль выхода под наносы, будет отработана действующим участком открытых работ. Вдоль р. Чульман зона многолетнемерзлых пород и угля расположена в целике под водоохранную зону.

Природная газоносность пласта низкая, так как пласт находится в зоне газового выветривания до гор +450 м, ниже метаноносность достигает 4 м³/т.

В связи с низкой газоносностью пласт не опасен по выбросам угля, газа и породы.

Склонность к горным ударам прогнозируется ниже глубины 200 м.

Угольная пыль взрывчатая. По заключению ВостНИИ уголь пласта К4 не склонен к самовозгоранию.

Породы силикозоопасные. Естественная радиоактивность пород и угля низкая -- не превышает фоновых значений.

Температура пород изменяется от 1,4° С на глубине 100 м до 6,2 -7.8°С на глубинах 400-500 м.. Температура мерзлых пород - до минус 3°С.

1.8 Разведанность и благонадежность месторождения в границах участка подземных работ

Пласт К₄ разведан на стадии детальной разведки в 1977-82гг Южно-Якутской геологоразведочной экспедицией в составе Денисовского месторождения (или «Поля шахты «Денисовская», так названа детально разведанная площадь. - после утверждения запасов) Разведанные запасы угля утверждены Государственной комиссией по запасам (ГКЗ) протоколом №9038 от 06.08,82 г.

В 1988г. трестом «Дальвостуглеразведка» произведена доразведка пласта К 4 от выхода его под наносы в полосе шириной от 100-300 до 500м (до выхода под наносы пласта К^н_б), намечавшейся к отработке открытым способом. Запасы угля по результатам доразведки утверждены РКЗ Саха (Якутия) протоколом №4⁽Ю от 30.06.99г.

В целом по пласту сеть разведочных скважин обоснована авторами геологического от чета и составила: между линиями скважин 250 м. в линиях между скважинами -250 м. Запасы категории А разведкой не выделялись, запасы категории В по полю УДП 'Денисовское' составляют 92,4%.

Запасы угля подсчитаны по кондициям, утвержденным ГКЗ протоколом №1615-к от 28.08.81г.: минимальная мощность пласта простого и сложного строения 0,7м для балансовых запасов и 0.5м - для забалансовых: максимальная зольность угля с учетом 100% засорения внутрипластовыми породными прослоями - 40% для подсчета балансовых запасов и 50%) - для забалансовых.

Пласт К4 подготовлен разведкой для промышленного освоения (процент запасов категории В высокий, изучена тектоника, строение пласта, качество угля, гидрогеологические и горно-геологические условия). Возможно, в период эксплуатации, на отдельных участках потребуется уточнение гидрогеологических условий.

1.9 Границы и запасы угля УДП «Денисовское»

Согласно и лицензии на право пользования недрами ЯКУ № 01529 ТЭ от 28.07.1998 г. границы УДП «Денисовское» по пласту К₄ по состоянию на 01.01.1999 г. были приняты:

- на северо-востоке угловые точки с 12 по 18 и точка 1 (выход пласта под наносы):

- на юго-востоке - нарушение № 1 (угловые точки 1, 2, 3);

- на юго-западе линия ожидаемого сдвижения пород от подземных горных работ (приблизительно от нарушения 1 створ скважин 2663, 3605, 4038, 3604, 31, 4053, 3603, 4154, 4134, 4139, 3602, 3600, 2661, 3599, 3508, 3242, 2561), угловые точки 3, 4, 5, 6, 7, 8, 9, 10, 11, 12;

- на северо-западе - граница целика под водоохранную зону р.Чульман, угловые точки 12, 13.

Площадь горного отвода - 3.7 км².

В указанных границах, в основном, предусматривалась отработка запасов угля участком открытых работ и, частично, ниже границы открытых работ, участком подземных работ с малой высотой этажа.

Выполненными в 1999 году институтом «Гипроуголь» обоснованиями инвестиций на строительство участка подземных работ по пласту К₄ предусматривается вовлечение к отработке всех запасов, большая часть которых находится не в границах существующей лицензии на право пользования недрами. В настоящее время на прирезку запасов, находящихся не в границах существующей лицензии, получено «Дополнение к лицензии ЯКУ 01529 ТЭ', утвержденное 28 сентября 2000г.

Количество балансовых запасов в границах лицензии ЯКУ 01 529 ТЭ на право пользования недрами по состоянию на 01.01.2003 года по категории В + С1 составляет 14 803 тыс. т, в том числе по пласту К^н6 - 1888тыс. т, по пласту К4 - 12915 тыс. т, с учетом дополнения к лицензии балансовые запасы по категории В+С1 составляют 66303 тыс. т, в том числе по пласту К4 по категории В + С1 - 63711 тыс. т, по категории В - 59730 тыс. т, по категории С1 - 4341 тыс. т, из них марки КЖ

Согласно проекта отработка запасов подземным способом предусмотрена по пласту К4: из запасов 64415тыс. т действующим участком открытых работ дорабатывается 343тыс. т, а 64072 тыс. т будет отрабатываться подземным способом.

Границей между участком открытых работ и участком подземных работ (шахтой) является борт участка открытых работ, отстроенный по предельному- коэффициенту вскрыши.

Запасы угля пласта К^н_б (1888 тыс. т) проектом предполагается передать для учета Государственному комитету Республики Саха (Якутия) по геологии и недропользованию, т.к. пласт к отработке не предусматривается и согласно рекомендаций СФ ВНИМИ №98 от 23.11.1995 года может быть подработан горными работами по пласту К₄. При благоприятной экономической ситуации пл. К^н_б может быть отработан в перспективе.

Промышленные запасы по участку подземных работ в границах лицензии составляют 8720 тыс. т Извлечение запасов по пласту К4 - 67,5%.

Расчет промзапасов произведен в соответствии с рекомендациями «Инструкции по расчету промышленных запасов, определению и учету потерь угля (сланца) в недрах при добыче», 1996 г.

К общешахтным потерям отнесены запасы в охранных целиках под центральные стволы, руч. Дежневка и водоохранную зону р. Чульман, а также целик между разрезом и участком подземных работ. Ширина целика, между действующим разрезом и участком подземных работ принята не менее 11 м (рекомендации ИГД Севера), но из-за не прямолинейности конечного положения открытых горных работ ширина целика достигает 20-50 м, а в центральной части (район ручья Дежневка) - 100 м.

Из расчета промышленных запасов исключены потери у геологических нарушений.

Размеры целиков для охраны капитальных выработок в зоне не опасной по горным ударам приняты по рекомендациям СФ ВНИМИ №19 от 14.02.2002 г.), и равны 40 метрам. В зоне опасной по горным ударам, по рекомендациям Кемеровского Представительства ВНИМИ №3 от 07.02.2002г. (в зависимости от глубины проведения выработок размеры охранных целиков капитальных выработок составляют 30-90м.

2. Производственная мощность и срок службы шахты

Общая организация работ на шахте

Запасы угля пласта К₄ ниже участка открытых работ намечается отработать подземным способом.

По произведенному расчету нагрузок на очистной забой по техническим и технологическим факторам на ПЭВМ по программе разработанной ООО «РАПИС» на основании методик ИГД СО РАН, КузНИУИ, ВНИМИ, при отработке пласта К₄технически возможные нагрузки на забой составляют до 10000 тыс. тонн в сутки.

Режим работы шахты

Режим работы предприятия в соответствии с заданием на проектирование принимается следующий:

1. Число рабочих дней в году:

для предприятия - 365;

для трудящихся - 300.

2. Рабочая неделя:

для предприятия - непрерывная;

для трудящихся - 5 дней.

3. Число рабочих смен в сутки:

на подземных работах - 4,

в том числе по добыче - 3,

ремонтно-подготовительная - 1;

на поверхности - 3.

4. Продолжительность смены:

на подземных работах - 6 часов;

на поверхности - 8 часов.

При выполнении проекта границы шахты «Денисовская» приняты в соответствии с действующим Горноотводным актом №794 от 19.12.1991 г., лицензией на право недропользования ЯКУ01529ТЭ от 28.07.1998 г. и «Дополнением к лицензии ЯКУ 01529 ТЭ» от 28.09.2000 г. действующего и предварительно согласованного горных отводов:

- на северо-востоке - угловые точки горного отвода с 12 по 18 и 1;

- на юго-востоке - угловые точки с 1 по 6 и далее угловые точки 6,
19, 20, 21 (приблизительно линия расщепления пласта на пачки);

- на юго-западе - угловые точки 21, 22, 23 - линия ожидаемого сдвижения пород от подземных горных работ (вдоль водоохранной зоны руч. Китаянка и р. Чульман);

- на северо-западе - угловые точки 23, 24 (граница целика под водоохранную зону р. Чульман) и угловые точки 11, 12, 13.

Границей между участком открытых горных работ и участком подземных работ является борт участка открытых работ, отстроенный по граничному коэффициенту вскрыши.

Проекция границ шахты с пласта К₄ на поверхность принята вертикальной. При ведении очистных работ сдвижение горных пород массива будет происходить в пределах вертикальной проекции границ шахты на земную поверхность, так как у границ шахты по пласту оставлены охранные целики под капитальные горные выработки значительных размеров (80-120м).

Размеры шахтного поля: по простиранию - от 3,2 до 4,1 км, по падению пласта - от 2,7 до 4,0 км, площадь - 12,2 км² .

Балансовые запасы угля в границах утвержденного и предварительно согласованного горного отвода, по состоянию на 01.01.2003г. составляют 64415 тыс.т, из них, для отработки подземным способом по пласту К₄ - 63710 тыс.т (В+С₁), 705 тыс.т дорабатывается участком открытых работ.

Данные об утвержденных балансовых запасах угля по пласту К₄ в границах ОАО «Шахта «Денисовская» приведены в таблице 3.1.

Промышленные запасы добываемого угля в границах ОАО «Шахта «Денисовская» оцениваются в 45775 тыс. т. Расчет промышленных запасов приведен в таблице 3.2.

Расчет промышленных запасов произведен в соответствии с «Инструкцией по расчету промышленных запасов, определению и учету потерь угля (сланца) в недрах при добыче», 1996 г.

При выполнении расчета промышленных запасов выделены проектные общешахтные потери в охранных целиках, проектные потери вследствие тектонических нарушений и проектные эксплуатационные потери.

Таблица 3.1. Балансовые запасы угля по пласту К₄

Марка (группа) угля	В границах шахты «Денисовская»
по геологическому отчету ГОСТ 10101-79
	учтены в проектируемых границах на 01.01.2003 г.	из них по проекту к отработке
	тыс. т
	В+С₁	В+С₁
1	2	3
СС	164	164
2КЖ	20352	20352
К	43899	43899
Всего	64415	64415

Примечание: запасы категории В составляют 59587 тыс.т (92,5%) запасы категории С₁ составляют 4828 тыс.т (7,5%)

К проектным общешахтным потерям отнесены запасы угля в охранных целиках под объектами на поверхности и у капитальных горных выработок, в том числе целиках под водоохранную зону р. Чульман. и руч. Дежневка, под главные наклонные стволы, под дренажные и магистральные штреки, центральный и фланговые уклоны, а также под фланговые стволы, а также в целике между разрезом и участком подземных работ. Размеры целиков для охраны капитальных выработок от влияния очистных работ приняты:

- в зоне не опасной по горным ударам - 40 метров (по рекомендации СФ ВНИМИ №19 от 14.02.2002 г.);

- в зоне опасной по горным ударам и в зависимости от глубины проведения выработок 30-90 метров (по рекомендации Кемеровского Представительства ВНИМИ №3 от 07.02.2002 г.).

К проектным потерям из-за геологических нарушений отнесены запасы угля в участках сложной конфигурации запасов у нижних границ шахты, запасы угля в участках сложной конфигурации у борта разреза между подземными и открытыми горными работами, и запасы угля у геологических нарушений.

Ширина целика между разрезом (участком открытых работ) и границей подземных работ шахты принята не менее 11м, но из-за непрямолинейности конечного положения открытых горных работ ширина целика преимущественно составляет 15-60 м, а в центральной части (район руч. Дежневка) достигает 120.

К эксплуатационным потерям при отработке отнесены запасы угля в лавах на незначительных по размерам участках (от 20 до 220 м шириной) из-за диагонального положения фронта лав к капитальным горным выработкам, запасы теряемые в прикровельной пачке угля с изменчивой по площади распространения мощностью от 0,1 до 1,6 м при среднем значении в 0,4 м (на площади распространения пласта большой мощности и сложного строения в связи с отсутствием в настоящее время механизированных крепей с необходимым диапазоном раздвижности) и запасы угля в межштрековых целиках. Проектные эксплуатационные потери при отработке запасов составят 12,46%, в том числе 6,44 % в межштрековых целиках.

Проектные эксплуатационные потери при доработке запасов угля участка камерно-столбовой системой отработки составят 23,7 - 25%.

В засорении добываемого угля участвует порода верхнего породного прослоя и почвы на участках сложного строения пласта, при проходке штреков, а также порода прослойков в средней и нижней частях пласта, имеющих незначительное распространение. Допустимое засорение породой кровли и почвы рассчитано в соответствии с «Методикой расчета норм показателей качества углей и продуктов их переработки по предприятиям Минуглепрома СССР», 1993 г. Ожидаемое извлечение запасов по шахте составит - 66,16%.

Таблица 3.2. Расчет промышленных запасов угля

* - пачка угля в кровле пласта с изменчивой по площади распространения мощностью от 0,1 до 1,6 м при среднем значении в 0,4 м (на площади распространения пласта большой мощности и сложного строения в связи с отсутствием в настоящее время механизированных крепей с необходимым диапазоном раздвижности)

** - проектные эксплуатационные потери состоят из потерь в межкамерных и межштрековых целиках

Производственная мощность шахты

Мощность шахты является важнейшим производственным параметром, определение которого требует обязательного учета конкретных горнотехнических и горно-геологических характеристик.

На производственную мощность шахты оказывают значительное влияние величина запасов, мощность пласта, состав и свойства вмещающих пород, газоносность месторождения и других факторов.

Производственная мощность шахты определятся исходя из суммарной нагрузки на действующие лавы, работающие на различных пластах или участках пласта:

где С, ц, К₁, К₂, К_пр - расчетные коэффициенты и они равны:

С=18,6; ц=18; К₁=4445; К₂ = 25,1; К_пр=0,000134.

Е=0,1 - коэффициент сравнительной экономической эффективности капитальных вложений;

Z _пр- промышленные запасы шахтного поля.

Месячная производительность очистного забоя

где l - длина лавы, м (200м);

m_ср - средняя мощность пластов в шахтном поле, м (3,55м);

V_сут - суточное подвигание очистного забоя, м (12м);

г - средняя плотность угля, т/м³(1,4);

с - коэффициент извлечения угля в очистном забое (с=0,79);

N - число рабочих дней в месяце (N=25).

Срок службы шахты.

Промышленные запасы угля пласта К₄, принятые к отработке подземным способом, в количестве 45775 тыс. т. при годовой добыче в 3000 тыс. т/год с учетом развития добычи и выхода на проектную мощность, а также затухания добычи на конечном этапе, обеспечат срок службы шахты в 17 лет.

3.Технологический комплекс на поверхности и генплан

Поле шахты «Денисовская» находиться в удалении от города Нерюнгри на расстоянии 24 км, в лесной полосе. Рельеф местности района месторождения горный с абсолютными отметками от 700 до 830 м.

Промплощадка шахты «Денисовская» располагается в непосредственной близости к шахтному полю.

Предприятия, промышленные узлы и связанные с ними отвалы, отходы, очистные сооружения следует размещать на землях несельскохозяйственного назначения или непригодных для сельского хозяйства. При отсутствии таких земель могут выбираться участки на сельскохозяйственных угодьях худшего качества.

Размещение предприятий и промышленных узлов на землях государственного лесного фонда должно производиться преимущественно на участках, не покрытых лесом или занятых кустарниками и малоценными насаждениями.

В Северной строительно-климатической зоне предприятия следует, как правило, размещать на участках со скальными, вечномерзлыми однородными или талыми непросадочными грунтами.

При соответствующем технико-экономическом обосновании допускается размещение предприятий на территориях с грунтами оснований, имеющими температуру вечномерзлых грунтов близкую к 0 С, а также со значительной льдонасыщенностью и прочими неблагоприятными мерзлотно-грунтовыми условиями.

В промышленные узлы, в составе которых имеются предприятия, требующие по расчету организации санитарно-защитной зоны шириной 1000 м и более, не следует включать предприятия, которые в соответствии с главой СНиП по планировке и застройке городов, поселков и сельских населенных пунктов могут быть размещены около границы или в пределах селитебной территории.

На площадках предприятий и территории промышленных узлов производства следует размещать с учетом исключения вредного воздействия на трудящихся, технологические процессы, сырье, оборудование и продукцию других предприятий, а также на здоровье и санитарно-бытовые условия жизни населения.

Расстояния между зданиями и сооружениями, освещаемыми через оконные проемы должны быть не менее наибольшей высоты до верха карниза противостоящих зданий и сооружений СНиП II 89-80 (1994).

Административно-бытовой комплекс включает:

- Диспетчерскую;

- Кабинеты МОП и ИТР;

- Душевые, шкафы для сменной одежды;

- Столовая, кухня;

- Актовый зал;

- Медпункт;

- Пункт приема и выдачи спецодежды;

- Помещения для отдыха работников.

Общая площадь здания определяется как сумма площадей всех этажей (надземных, включая технические, цокольного и подвальных), измеренных в пределах внутренних поверхностей наружных стен (или осей крайних колонн, где нет наружных стен), тоннелей, внутренних площадок, антресолей, всех ярусов внутренних этажерок, рам, галерей (горизонтальной проекции) и переходов в другие здания.

В общую площадь здания не включаются площади технического подполья высотой менее 1,8 м до низа выступающих конструкций (в котором не требуются проходы для обслуживания коммуникаций), над подвесными потолками, проектируемыми согласно п.2.16, а также площадок для обслуживания подкрановых путей, кранов, конвейеров, монорельсов и светильников.

Площадь помещений, занимающих по высоте два этажа и более в пределах многоэтажного здания (двухсветных и многосветных), следует включать в общую площадь в пределах одного этажа.

Площадь этажа и допустимое число этажей установлены для зданий с помещениями одной категории. При размещении в здании помещений различных категорий площадь этажа и допустимое число этажей определяется по общей категории здания (или пожарного отсека), которая устанавливается в технологической части проекта в соответствии с нормами технологического проектирования.

Здания, находящиеся в северной строительно-климатической зоне, следует проектировать, как правило, простой прямоугольной формы в плане, без перепада высот. В тех случаях, когда перепад высот необходим по технологическим или технико-экономическим соображениям, его следует, как правило, располагать с наветренной или вдоль направления господствующих ветров (СНиП 2.09.02--85).

С учетом того, что на одного человека требуется 1,4 м² площади, общую площадь здания, необходимую для размещения в нем работников определим для первой смены, которая характеризуется наибольшим количеством человек.

S_к=N_ч•К_s, м² (15.1)

где: N_ч- количество человек;

К_s - коэффициент площади.

S_к=150•1,4=210 м²

Площадь диспетчерской:

S_д=S_к.д•K_д, м² (15.2)

где: K_д=1,7 - коэффициент заполнения площади.

S_д=2?1,4?1,7=5 м²

Кабинет директора:

S_дир=S_др+S_д.д, м² (15.3)

где: S_др=N•К_s - рабочая площадь, м²;

S_д.д - дополнительная площадь для проведения планерок и собраний.

S_д.д=N•К_s•К_n

где: К_n=1,4 - коэффициент учитывающий проведение различных совещаний.

S_д.д=10?5?1,4=70 м²

S_др=1?5=5

S_дир=5+70 =75 м²

Площадь медпункта:

S_м=N•К_s•К_м, м²(15.4)

где: К_м=3 - коэффициент, учитывающий увеличение площади для оказания первой медицинской помощи.

S_м=2•1,4•3=9 м²

Площадь под столовую:

S_с=S_к+S_с.к, м²(15.5)

где: S_к - площадь под кафе;

S_с- площадь столовой и кухни, м².

S_к= N•К_s•К_с, м²

S_с.к=N•К_s•К_с•К_х, м²

где: К_с=1,3 - коэффициент, учитывающий увеличение площади столовой и кухни;

К_х=1,4 - коэффициент, учитывающий площадь, занятую под кухонные принадлежности.

S_с.к=30•1,4•1,3•1,4=56 м²

S_к =26•1,4•1,3=44 м²

S_с=56+44=100 м²

Площадь под душевые:

S_душ=N_max•0,7•K_душ, м²(15.6)

где: K_душ=1,3 м² - площадь одной душевой сетки с пропускным временем 45 мин.

S_душ=75•0,7•1,3=68,5 м²

Площадь под гардероб:

S_гар=N_max•K_г, м²(15.7)

где: K_г=2,25 м², площадь на одного рабочего в гардеробе.

S_гар=150•2,25=338 м²

Площадь ПС и ВСО:

S_пп=S_п.с.+S_ч.о., м²(15.8)

S_пп=85_.+85=170 м²

Общая площадь здания АБК:

S_АБК=К_н.с•( S_к+ S_д+S_дир+ S_м +S_с+ S_душ+ S_гар+ S_пп) , м²(15.9)

где: K_н.с.=1,3- коэффициент несущих стен и коммуникаций.

S_АБК=1,3•(210+5+75+9+100+68,5+338+170)=1268,15 м²

Материальный склад:

S_скл=1500 м²

Котельная для обогрева технологического комплекса.

S_кот=1100 м²

Строительство котельных производится в соответствие с СНиП II-35-76.

Для котельных, пристроенных к производственным зданиям промышленных предприятий, общая производительность устанавливаемых котлов, а также производительность каждого котла и параметры теплоносителя не нормируются.

Котельные, пристроенные к общественным зданиям и сооружениям и к вспомогательным зданиям промышленных предприятий, а также котельные, встроенные в здания указанного назначения, допускается проектировать при применении котлов с давлением пара до 1,7 кгс/см² и температурой воды до 115°С. При этом во встроенных котельных не допускается предусматривать котлы, предназначенные для работы на газообразном топливе или на жидком топливе с температурой вспышки паров ниже 45° С.

Склад ГСМ:

S_ГСМ = 4000 м²

Площадь гаража и мастерских. Расчет площади производим из количества обслуживаемой техники. На одну машину приходится 19 м².

Гараж рассчитываем на 10 единиц техники:

S_гаража=К_Г•N_н, м²(15.10)

S_гаража=19•10=190 м²

Площадь мастерских (находим как 40 % от площади гаража):

S_маст= S_гаража•0,4 , м²(15.11)

S_маст= 190•0,4=76 м²

Главная понизительная подстанция: длина трансформаторной подстанции равна 20 м, ширина 3 м.

Площадь под трансформаторную подстанцию составит 60 м².

Площадь под обогатительную фабрику составит 8000 м².

Итого площадь застроек составляет 8202,15 м².

Площадь промплощадки:

S_п.п=S_з•К_з, м² (15.12)

где: К_з=1,7 - коэффициент застройки.

S_п.п=8202,15•1,7 =13943,6 м²

Исходя из норм размещения предприятий, ширина санитарно-защитной зоны предприятия по добыче каменного угля должна составлять не менее 1000 м.

Площадь горного отвода: S_г.о= 13,15 км²

Площадь земельного отвода: S_з.о= 1,97 км

4. Вскрытие и подготовка шахтного поля

4.1 Схема и способ скрытия на шахте

Пласт К₄в границах поля шахты «Денисовская» имеет непосредственное обнажение у северной границы, так как ранее отрабатывался открытым способом по выходам пласта под наносы до горизонта +700 м. Преобладающий угол падения пласта составляет 4є. Общая мощность пласта согласно геологического отчета составляет 3,55 м. В связи с этим предопределяется возможность заложения вскрывающих наклонных стволов непосредственно по пласту, в направлении его падения. Отработка выемочных полей предусматривается на вскрывающие наклонные стволы, поэтому вскрывающие выработки являются также и подготавливающими шахтное поле. Данный способ является экономически выгодным, по сравнению с сооружением вертикальных стволов, так как исключает затраты на проведение стволов по вмещающим породам.

Между открытыми и подземными работами оставляется предохранительный целик, который в соответствии с рекомендациями ИГД «Севера» должен быть не менее 11 м.

В зависимости от планировки открытых и подземных работ величина этого целика, в основном, колеблется в пределах от 15 до 60 м, а в районе целика под р. Дежневка целик достигает 120 м.

По заключению ВостНИИ (письмо №25-16 от 18.03.1999г.) уголь пласта К₄ не самовозгорающийся, поэтому вскрытие шахтного поля предусматриваются пластовые.

Возможны два варианта расположения стволов:

- у северо-западной границы шахтного поля (в районе целика под водоохранную зону р. Чульман);

- в районе целика под руч. Дежневка в центре поля.

Принят вариант расположения створа наклонных стволов у северо-западной границы шахтного поля, в зоне неопасной по горным ударам.

Таким образом, вскрытие пласта приняты тремя главными наклонными стволами (путевым, конвейерным, вентиляционным), проходятся они по почве пласта у северо-западной границы шахтного поля непосредственно с борта разреза до горизонта +535-540 м, и магистральными и дренажными штреками и фланговыми уклонами.

При выборе схемы отработки и подготовки запасов пласта К₄ рассмотрены три варианта:

В варианте 1 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по простиранию «на воду». Ведение подготовительных работ по восстановлению линии очистного забоя (следующей лавы) спаренными подготовительными забоями намечается с главных наклонных стволов «от воды». Расположение комплекса водоотлива первой очереди предусматривается у главных наклонных стволов, комплекса водоотлива второй очереди в нижней точке фланговых уклонов и дренажных штреков.

В варианте 2 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по простиранию «от воды». Ведение подготовительных работ спаренными подготовительными забоями намечается с фланговых уклонов «от воды», с передачей угля из подготовительных забоев по фланговым уклонам и магистральным штрекам на главные наклонные стволы. Расположение комплекса водоотлива первой очереди у фланговых уклонов, комплекс водоотлива второй очереди - в нижней точке фланговых уклонов и дренажных штреков.

В варианте 3 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по восстанию «от воды». Ведение подготовительных работ спаренными подготовительными забоями намечается с дренажных штреков «от воды» с передачей угля из подготовительных забоев по фланговому конвейерному уклону и магистральному штреку на конвейерный ствол. Расположение комплекса временного водоотлива первой очереди в средней части дренажных штреков, комплекса водоотлива второй очереди в нижней точке фланговых стволов и дренажных штреков.

К дальнейшему проектированию принят вариант 2 с подготовкой и отработкой запасов угля пласта К₄ длинными столбами по простиранию «от воды». Данный выбор определяется благоприятными условиями «от воды» при практически горизонтальном (0,5-2°) расположении штреков и сравнительно небольшим объемом горнопроходческих работ на пусковой комплекс.

От главных наклонных стволов к юго-западной нижней границе шахтного поля проходятся дренажные штреки, которые далее вдоль границы проходятся в нижнюю точку шахтного поля, где предусматривается строительство комплекса главного водоотлива.

В верхней части пласта с горизонта + 690 м от главных стволов к юго-восточной границе шахтного поля на горизонт +600 м проводится магистральный штрек спаренной выработкой с вентиляционным штреком лавы №1.

У северо-восточной границы шахтного поля вскрытие и подготовка запасов предусматриваются проведением флангового ствола №2 с поверхности до горизонта +600 м (нижняя отметка магистрального штрека). Ниже магистрального штрека предусматривается проведение двух фланговых уклонов вдоль юго-восточной границы шахтного поля, от магистрального штрека к комплексу главного водоотлива в нижней точке шахтного поля у дренажных штреков.

Для сокращения сроков строительства шахты и уменьшения объемов горнопроходческих работ строительство шахты и отработка запасов угля предусматривается в три очереди, а не в две как говорилось ранее.

Магистральным штреком шахтное поле делит верхнюю и нижнюю части. Запасы угля нижней части отрабатываются в I и II очереди, запасы верхней части выделены в III очередь строительства.

С целью начала отработки в короткие сроки и возвращения вложенного капитала и получения прибыли, строительство шахты и отработка запасов угля в первую очередь включаются верхние 4 выемочных столба с промышленными запасами угля в 14890 тыс. т, что позволит обеспечить шахту работой на первые 5 лет и попутно осуществить подготовку к выемке запасов во всем шахтном поле.

Вскрытие и подготовка запасов I очереди строительства предусматривается по следующей схеме.

Для вскрытия I очереди главные наклонные стволы проходятся до отметки +620 м длиной по 950-1050 метров. С путевого наклонного ствола проходятся путевой штрек лавы №1 и магистральный штрек, с которого у юго-восточной границы шахтного поля проходятся фланговый путевой и вентиляционный уклоны, до горизонта +470 м, где сооружается комплекс временного водоотлива для отработки запасов угля первой очереди.

Фланговый ствол №1 проходится длинной 130 м в 50-100 м от главного путевого наклонного ствола непосредственно с борта разреза до магистрального штрека и служит запасным выходом при отработке запасов I очереди.

Кроме проходки магистрального штрека и путевого штрека лавы №1, намечалось проведение еще четырех штреков, в ранее предлагаемых вариантах. Два подэтажных штрека предусматривались для подготовки запасов в пусковой лаве №1 (конвейерный штрек лавы №1 и путевой штрек лавы №2). Два других штрека предусматривались в нижней части панели от главных наклонных стволов до фланговых уклонов (к комплексу водоотлива I очереди) как дренажные при отработке I очереди и в последствии должны были использоваться как конвейерный штрек лавы №4 и путевой штрек лавы №5.

Для сокращения объемов горных работ на I очередь строительства проведение штреков не предусматривается.

Объемы горных работ по вскрытию и подготовке I очереди пласта К₄ на сдачу подземного участка в эксплуатацию приведены в таблице 4.2.

Все вскрывающие и подготавливающие выработки проходятся прямоугольного сечения с шириной 5,5-6 м и высотой 3,9-4 м, что обеспечивает необходимые зазоры для размещения конвейеров, а также для движения дизелевозного транспорта на пневмоходу. Крепление всех наклонных стволов производится анкерами. Анкера устанавливаются под стальную полосу толщиной - 5 мм, шириной - 100 мм. В кровле выработки устанавливается пять анкеров, в боках - по три анкера. Параметры анкерного крепления выработок приняты в соответствии с рекомендациями СФ ВНИ-МИ №19 от 14.02.2002 г. В кровле и боках выработок в качестве затяжки применяется металлическая сетка. Сечение выработок в свету 21,2 м².

Конвейерный наклонный ствол предназначен для выдачи угля с участка подземных работ на поверхность и оборудуется конвейером 2П120, обладающим необходимой производительностью (рисунок 4.1.).

Рисунок 4.1. Конвейерный наклонный ствол

Рисунок 4.2. Путевой наклонный ствол

Рисунок 4.3. Вентиляционный наклонный ствол

Путевой наклонный ствол служит для доставки материалов, оборудования и людей с поверхности в шахту дизелевозным транспортом на пневмоходу (рисунок 4.2.).

Вентиляционный наклонный ствол служит для подачи в шахту свежего воздуха (рисунок 4.3.).

Размеры целиков в зоне, не опасной по горным ударам согласно рекомендациям СФ ВНИМИ №19 от 14.02.2002 г., приняты: между капитальными горными выработками - 30м; от капитальных горных выработок до границ выработанного пространства - 40м. В зоне опасной по горным ударам, по рекомендациям Кемеровского Представительства ВНИМИ №3 от 07.02.2002 г., в зависимости от глубины проведения выработок размеры охранных целиков капитальных выработок составляют 30-90м. Размер целика между подэтажными штреками - 15м.

Для дальнейшей отработки запасов угля II очереди строительства шахты наклонные стволы с горизонта +620 м углубляются до нижней отметки +535 м главных стволов. Фланговый путевой и вентиляционный уклоны углубляются от временного водоотлива (горизонт +470 м) до нижней отметки (горизонт+415 м). С нижней точки главных наклонных стволов вдоль границы горного отвода проходятся два дренажных штрека, которые сбиваются в нижней точке с фланговыми уклонами. В нижней точке фланговых уклонов сооружается комплекс главного водоотлива на горизонте +415 м. а временный водоотлив ликвидируется. Отработка запасов I и II очереди будет производиться на главные наклонные стволы.

Таблица 4.1. Характеристика шахтных стволов

Показатели	Един. изм.	Наклонные стволы
		Вентиляционный	Конвейерный	Путевой	Фланговый ствол №1	Фланговый ствол №2
1	2	3	4	5	6	7
Абсолютная отметка устья стволов	м	700	700	700	700	730
Длина устья стволов	м	10	10	10	10	10
Протяженная часть ствола ниже устья: I очередь II очередь	м м	935 1390	995 1390	1025 1390	120 -	2725
Длина стволов по очередям строительства: I очередь II очередь	м м	945 1390	1005 1390	1035 1390	130 -	2735
Полная длина стволов от поверхности до нижнего горизонта	м	2335	2395	2425	130	2735
Размеры ствола в свету	м	3,85x5,5	3,85x5,5	3,85x5,5	3,85x5,5	3,85x5,5
Площадь поперечного сечения ствола в свету	м²	21,2	21,2	21,2	21,2	21,2
Крепь ствола: устья протяженной части		металл анкера	металл анкера	металл анкера	металл анкера	металл анкера
Угол наклона ствола	градусов	2-5	2-5	2-5	2-5	2-5

Подготовка и отработка шахтного поля.

Подготовка пласта К4 принята как по падению, так и по простиранию, поэтому схема подготовки - панельно-погоризонтная. Т.к. проектом подготовка принята по одному пласту, способ подготовки - индивидуальный. В связи с тем, что уголь пласта К4 несамовозгорающийся, по заключению ВостНИИ , подготовка шахтного поля предусматривается пластовая.

Подготовка камер заключается в проведении камерных штреков от центральных уклонов стволов при панельной схеме отработки, а при проведении камерных штреков - от вентиляционного штрека №1 при погоризонтной схеме отработки. Отработка выемочных столбов предусматривается обратным ходом, камерно-столбовой системой разработки.

Нумерация столбов КСО и порядок вовлечения их в отработку принят согласно существующего плана горных работ шахты «Денисовская» . Для подготовки первоочередного столба отработки КСО (DBT №5) до начала ведения очистных работ необходимо:

проведение флангового наклонного ствола до гор+700м.;

проведение шести камерных штреков в сторону флангового наклонного ствола до охранного целика под фланговый наклонный ствол;

проведение магистрального штрека 4-1;

проведение путевого штрека 4-1;

проведение и сооружение участкового водоотлива гор.+612м в районе центральных уклонов для принятия водопритоков с участка.

Околоствольный двор.

Учитывая, что к отработке предусматривается один пласт К₄ по схеме «шахта - пласт - забой» и принят транспорт материалов, оборудования и людей в шахту и из шахты дизелевозным транспортом, околоствольные дворы не предусматриваются.

5.Спецчасть

В данной дипломной работе проведём сравнительный анализ использования откаточных машин совместно с комбайном DBT двух различных типов, а именно:

- электрический самоходный угольный вагон «Шатл Кар» HC20B

- дизельный самоходный вагон FBR 15 Ram Car

Сравнение будем проводить по следующим параметрам:

· затраты на проведения 1 часа работ

· сроки наработки до среднего и капитального ремонта

· функциональность использования

· тактико - технические характеристики

· конструктивная особенность

5.1 Комбайновый способ проведения подготовительных выработок

Общие вопросы проведения подготовительных выработок комбайнами.

По назначению все проходческие комбайны можно разделить на 3 группы:

для проведения выработок по породам с f от 8 до 10;

для проведения выработок по углю с присечкой пород с коэффициентом крепости f до 8;

для проведения выработок по углю.

Достоинствами комбайнового способа проведения являются:

малооперационность;

высокая степень механизации основных и вспомогательных процессов;

возможность достижения высоких темпов проведения (350 м в месяц и более);

высокая безопасность при ведении горных работ.

По способу обработки забоя исполнительным органом различают комбайны:

избирательного действия, которые обрабатывают забой последовательно слоями или заходками;

непрерывной выемки угля, которые обрабатывают угольный забой одновременно по всей ширине выработки и последовательно по высоте;

бурового (роторного) действия, которые обрабатывают одновременно всю площадь забоя.

Комбайны избирательного действия имеют стреловидный исполнительный орган, оснащенный на конце резцовой коронкой, и гусеничный механизм перемещения. К ним относятся:

комбайны ГПКС, КП-21 и КП-25 производства Копейского машзавода, предназначенные для проведения выработок сечением соответственно 6-17 м², 10-28 м² и 10-30 м² по породам с f<4, f<7, f<7 (мощности электродвигателя исполнительного органа соответственно 55, 110 и 110 кВт, масса комбайнов 20, 40 и 48 т);

комбайны 4ПП-2М и 4ПП-5 Ясиноватского машзавода (Украина), предназначенные для проведения выработок сечением соответственно 9-25 м² и 14-36 м² по породам с f<7 (мощности электродвигателей исполнительного органа соответственно 120 и 200 кВт, масса комбайнов 45 и 75 т).

В последние годы на шахтах Кузбасса получили широкое распространение комбайны избирательного действия с исполнительным органом с двумя коронками:

комбайны СМ-130К производства ассоциации «Кузбассуглемаш», предназначенные для проведения выработок сечением 8-25 м² по породам с f<7 (мощность электродвигателя исполнительного органа 150 кВт, масса комбайна 32 т);

комбайны П110 и П220 производства Новокраматорского машзавода (Украина), предназначенные для проведения выработок сечением соответственно 7-25 м² и 9-30 м² по породам с f<6 и f<8 (мощности электродвигателей исполнительного органа соответственно 110 и 220 кВт, масса комбайнов 36 и 48 т);

комбайны АМ-50 и АМ-75 производства «Voest Alpine» (Австрия), предназначенные для проведения выработок сечением соответственно 7-22 м² и 9-28 м² по породам с f<6 и f<8 (мощности электродвигателей исполнительного органа соответственно 130 и 200 кВт, масса комбайнов 28 и 50 т);

комбайны ЕТ-120L и ЕТ-210Q производства «Eickhoff» (Германия), предназначенные для проведения выработок сечением соответственно 8-24 м² и 9-31 м² по породам с f<6 и f<8 (мощности электродвигателей исполнительного органа соответственно 132 и 200 кВт, масса комбайнов 32 и 62 т).

Комбайны непрерывной выемки угля имеют исполнительный орган шнекового типа, установленный поперечно, и гусеничный механизм перемещения. Наиболее широкое распространение на угольных шахтах получили следующие комбайны непрерывной выемки угля:

комбайны 12CМ-18 производства «Joy» (США) с шириной исполнительного органа 3,3 м (мощность исполнительного органа 224 кВт, масса 54 т);

комбайны АВМ20 производства «Voest Alpine» (Австрия) с шириной исполнительного органа 4,9 м (мощность исполнительного органа 270 кВт, масса 80 т).

Для механизации возведения сталеполимерной анкерной крепи комбайны оснащаются гидравлическим навесным бурильным оборудованием.

Как показывает мировой опыт, средние темпы проведения подготовительных выработок по углю комбайнами непрерывной выемки с навесным бурильным оборудованием достигают 30-60 м в сутки.

Комбайны бурового действия имеют исполнительный орган роторного типа, оснащенный шарошечным инструментом и гидравлический распорно-шагающий механизм перемещения на забой:

комбайн КРТ предназначен для проведения выработок по породам с f<8 (диаметр выработки 4,75 м);

комбайн «Союз-19» предназначен для проведения выработок по породам с f<10 (диаметр выработки 5 м).

Для придания выработке арочной формы комбайны роторного действия оборудуются бермовыми органами, с помощью которых формируются выработки площадью поперечного сечения 18 и 20,6 м² соответственно.

5.2 Технологические схемы проведения подготовительных выработок комбайнами

Проходческий цикл при комбайновом способе проведения включает в себя выполнение следующих процессов:

разрушение и погрузку породы;

возведение крепи;

наращивание конвейера или настилку рельсового пути;

наращивание вентиляционных труб;

наращивание противопожарного става, кабелей и др.

Применяются следующие схемы основного транспорта при комбайновой проходке:

комбайн - перегружатель - рельсовый транспорт (перегружатель обеспечивает непрерывность работы комбайна в течение цикла);

комбайн - бункер-поезд - рельсовый транспорт (бункер-поезд обеспечивает накопление горной массы во время обмена составов вагонеток);

комбайн - скребковый конвейер;

комбайн - самоходный вагон - скребковый конвейер;

комбайн - перегружатель - ленточный конвейер.

Выбор технических средств транспорта горной массы от забоя выбирается в зависимости от условий проведения выработки, рациональной совместимости проходческого и транспортного оборудования.

Для погрузки и транспортирования горной массы от забоя применяются:

ленточные перегружатели ППС1, ППМ, УПЛ-2М;

самоходные вагоны 5ВС-15 или Joy-10SC32 («Shuttle car») с радиусом действия 300 м;

скребковые конвейеры С-53, СР-70;

ленточные конвейеры типа Л, ЛТ с шириной ленты 100, 120 см.

К перспективным направлениям технологии проведения подготовительных выработок комбайнами относятся следующие схемы:

проведение конвейерных штреков по постоянной транспортной схеме с ленточным конвейером, который после окончания проведения выработки остается для транспорта угля из очистного забоя;

проведение вентиляционных штреков с погрузкой горной массы в бункер-поезд и транспортировкой горной массы рельсовым транспортом.

Способы крепления выработок:

металлической рамной крепью (для арочной крепи применяются крепеустановщики);

сталеполимерной анкерной крепью (для механизации возведения крепи применяются электросверла, переносные пневматические или гидравлические бурильные установки, навесное бурильное оборудование).

Способы и средства проветривания подготовительных выработок при комбайновой проходке аналогичны способам и средствам проветривания при БВР. Выемку угля при подготовительных и очистных работах для камерно-столбовой системы планируется осуществлять комбайном непрерывного действия Континьюс Майнер DBT 25М3.

Основные технические характеристики комбайна Континьюис Майнер DBT 25М3:

Транспортные габариты

Ширина рамы (включая поручни) 3700 мм

Общая длина 10.871 м

Высота над трубой скруббера 1793 мм

Вес (в сборе) 62000 кг

Рабочие габариты

Рекомендуемая область применения 1800 до 3500 мм

Максимальная высота выемки над

режущим органом 1700мм

Максимально высота 3900 мм

Клиренс по уровню почвы 305 мм

Длина от заднего бампера до резца 8280 мм

Режущий орган

Диаметр режущего барабана 1118 мм

Скорость вращения режущего барабана 47 об/мин.

Ширина режущего барабана 3700 мм

Мощность на режущем барабане 2150кВт(в длительном режиме),2164кВт (в одночасовом режиме)

Производительность режущего барабана 14-31т/мин

Узел погрузки

Способ загрузки Загрузочная звездочка с тремя пальцами

Ширина конвейера 914 мм

Скорость конвейера 145 м/мин.

Производительность погрузки 36 тонн/мин.

Мощность на конвейере с загрузочной

звездочкой 230кВт(в длительном режиме)

241кВт(в одночасовом режиме)

Узел передвижения

Ширина гусеницы 508 мм

Давление на грунт 208 кПа(2,1кгс/см²)

Мощность гусеничного привода 232кВт постоянного тока(в длительном режиме) 245кВт( в одночасовом режиме)

Скорость передвижения гусениц 0-0,381 м/сек

Электрооборудование

Напряжение 1000 В, 50 Гц

Система управления Дистанционное радиоуправление-без кабины оператора

Система гидравлики

Узел маслостанции 132 кВт(в длительном режиме)/ 141кВт(в одночасовом режиме)

Система пылеподавления

Тип скруббера тип Engard 30

Мощность скруббера 10 м³/сек/мотор 60 кВт

Общая установленная мощность 514 кВт(в длительном режиме, включая скруббер)

5.3 Продолжительность работы комбайна DBT25M3 по выемке угля при проходке одного цикла камеры

, мин.

мин.

где: - продолжительность работы комбайна по выемке угля при проходке одного метра заходки

, мин.

3мин.

где: =2 - затраты времени на подготовку к выемке угля, мин.;

= b_рез.к * Н_{.кам.и зах.}=3,7*3,55=13 - сечение заходки вчерне, м²;

=1,4 - плотность угля, т/м³;

- коэффициент готовности комбайна, изменяется в зависимости от крепости разрушаемого массива.

где: f =0,9 - коэффициент крепости углепородного массива;

=22,5- средняя производительность комбайна, т/мин.

По технической характеристике производительность комбайна 'DBT' типа 25M3 составляет от 14 до 31 т/мин. среднее значение 22,5 т/мин.

5.4 Продолжительность перегона комбайна DBT25M3

Перегон комбайна предусматривается по выработкам, состоящих из прямолинейных и криволинейных участков, с другими осложняющими факторами: по твердой и мягкой почве, с мульдами, переносом кабеля и др. Скорость движения комбайна на этих участках будет различна.

Поэтому продолжительность перегона комбайна определяется выражением:

для перегона одного метра при проведении камер и выемки заходок

,мин

мин

где =11,4 - средняя скорость движения при перегоне, м/мин;

По технической характеристике комбайна 'DBT' типа 25M3 скорость передвижения гусениц составляет от 0 до 0,381 м/сек, среднее значение 0,19 м/сек.

= 1- длина перегона, м.

для перегона при переезде в другую камеру при подготовке

, мин

мин.

где =80,=30,=20 - длина участков, м;

=11,4, =1, =0,5 - скорость движения комбайна на различных участках выработки, м/мин.

для перегона при переезде в другую камеру при отработки

, мин

мин.

где =20,=15,=5 - длина участков, м.

Продолжительность одного цикла при выемке угля при проходке камеры

, мин.

мин.

где - продолжительность цикла при выемке угля при проходке 1 м заходки, мин.

, мин.

мин.

где ,,,,- затраты времени на операции по выемке угля, загрузке вагона, доставке и выгрузке горной массы;

=0,9- коэффициент, учитывающий совмещение операций по выемке угля и загрузки вагона;

- число вагонов, участвующих в процессе, шт.;

=2 мин. - длительность простоев неучтенного времени (повторные запуски, перерывы и др.).

5.5 Основные технические характеристики Дизельного самоходного вагона FBR-15 Ram Car

Работа на тяжёлом оборудовании часто связана с опасностями. Чтобы гарантировать безопасную эксплуатацию оператор и персонал должны быть бдительны, компетентны, квалифицированы, экзаменованы и иметь лицензии для работы в соответствии с принципами безошибочной эксплуатации и методами обнаружения неисправностей данного оборудования.

Описание FBR-15

FBR-15 это самоходный вагон ёмкостью 15 м . Вагон может использоваться для перевозки угля от комбайна непрерывного действия до питателя.

Движущая сила обеспечивается дизельным двигателем Caterpillar тип 3216, 172 кВт шесть цилиндров, четыре такта, с турбонаддувом. Взрывозащищённость системы включает в себя систему «сухого» кондиционирования вместе с выхлопным и впускным пламегасителями. Система запуска является пневматической, а аварийная система это искробезопасная система аварийного наблюдения. * Полезная мощность двигателя подсоединена к системе привода 4-х колёс при помощи приводной муфты и передаётся через 4-х скоростную коробку передач Dana-Spicer модель 32000 с сервоприводом переключения в обоих направлениях на большегрузные мосты Dana- Spicer 16D, при помощи 90⁰-ных угловых редукторов Berini задний мост приводит в движение задние колёса, передача силы происходит на заднюю планетарную ступицу с тормозом позиционного останова с жидкостным охлаждением.

На FBR-15 установлена система сухого выхлопа со сменным воздушным фильтром и катализируемым выхлопным фильтром дополнительной очистки. На выходе корпуса фильтра установлен сменный искрогаситель.

Табл

Г абариты
Грузоподъёмность (макс. с пустыми бортами)	15 м3
Грузоподъёмность (макс. вес угля)	15 000 кг
Грузоподъёмность (макс. вес без материала)	20 000 кг Вес
Порожний с полными баками	20 000 кг
Гружённый с грузом 20т	45 000 кг
Двигатель
тип	дизельный с тербонаддувом, 4-х тактовый
Система охлаждения	радиатор на воде
Вентилятор охлаждения	вентилятор с гидроприводом
Двигатель модель	Caterpillar 3126
Рабочий объём	7,2 литра
Макс. Мощность	172 кВт при 2600 об/мин
Макс. крутящий момент	720 Нм при 1950 об/мин
Вентиляция (NSW Req)	8 м3/сек
Расход топлива
При полной нагрузке	50 лит/ч
При нормальном режиме	25-30 лит/ч
Система запуска
Тип стартерного двигателя	воздушная турбина
Выхлопной кондиционер
тип взрывозащищённый сухой	сухой
модель	DBT Diesel Pty Limited
Выхлопной фильтр	сменный элемент Выхлопной пламегаситель спиральный DBT
Последующая обработка	каталитический выхлопной фильтр
Трансмиссия
тип переключение передач с режимом	вперёд/назад
Модель	Dana/Spicer серия 32 000 MHR
Скорости,	вперёд и назад 4
Колёса
модель	3 части (для большой нагрузки)
Шины--стандартные
тип	Мишелин X mine D2
размер	17,5 x 25
Норма слойности	радиальные
Наполнение	воздух
Давление. T	BA. Пси передние, TBA Пси задние
Скорости вагона
1-ая передача	4 км/ч
2-ая передача	9 км/ч
3-ая передача	1 6 км/ч
4-ая передача	26км/ч
Максимальная сила тяги
1-ая передача	21 300 кг
2-ая передача	10 100 кг
3-ая передача	5 800 кг
4-ая передача	3 400 кг

5.6 Основные технические характеристики электрического самоходного вагона «шатал кар» Phillips HC20B

Тип	угольный вагон РМ2110-НС20В-56
Положение кабины оператора	расположением кабины оператора с правой стороны
Тип шасси	HC20B (с поднимающейся разгрузочной секцией - см.чертеж)
Общая длина	8,96 м
Ширина	3,68 м
Клиренс (дорожный просвет)	343 мм
Высота вагона no кузову	1753мм (включая доп.нарощенные борта 305мм)
Высота вагона no крыше кабины (мин. - макс.)	1763мм-2134мм
Грузоподъемность	20 т
Размер шин	14X24
Тип шин	Стандартная комплектация: Воздухонаполненные
Ширина конвейера	1420 мм
Емкость барабана для кабеля	250м для кабеля тип 11
Опорные домкраты (сервисные)	4 опорных (сервисных) гидравлических домкрата
Скорость движения без груза (зависит от условий)	8,8км /час
Скорость движения с грузом (зависит от условий)	8км / час
Масса вагона	26т(приблизительно)
Сообщения на монитореиси на вагоне	На русском языке
Информационные и предупреждающие надписи на вагоне	На русском языке
Конвейер
Скорость конвейера	22 м / мин
Время разгрузки вагона (зависит от условий)	30 - 40 сек
Ширина конвейера	1420 мм
Основание конвейера	Hardox 400 - специальная сталь с высоким сопротивлением к износу
Тип конвейерной цепи	Конвейер скребкового типа с шагом цепи
Электропитание	1140B / 50Гц
Привод гидромотора (маслостанции)	19 хВт (перем.тока)
Мощность привода конвейера	26 кВт (перем.тока)
Мощность привода ходовой (два)	2 электродвигателя перем.тока с частотно регулируемым приводом по 85кВт (каждый)
Общая установленная мощность	215 КВт
Фары	галогеновые: две спереди и две сзади
Конвейер
Скорость конвейера	22 м / мин
Время разгрузки (зависит от условий)	30 - 40 сек
Ширина конвейера	1420 мм
Основание конвейера	Hardox 400 - специальная сталь с высоким сопротивлением к износу
Тип конвейерной цепи	Конвейер скребкового типа с шагом цепи конвейера 104 мм
Гидравлика
Ёмкость гидравлического бака	170 литров
Тип масляного фильтра	10 микрон

5.7 Сравнительный анализ самоходного вагона FBR-15 и HC20B

Сравнительный анализ будем проводить по следующим параметрам:

· затраты на проведения 1 часа работ

· сроки наработки до среднего и капитального ремонта

· функциональность использования

· тактико - технические характеристики

· конструктивная особенность

6. Система разработки

6.1 Выбор и обоснование системы разработки

Для конкретных горно-геологических условий устанавливается порядок проведения подготовительных и очистных выработок во времени и пространстве, который в основном определяет систему разработки. К системе разработки предъявляются требования безопасного ведения работ, минимальных потерь полезного ископаемого в недрах, высоких и устойчивых технико-экономических показателей. На выбор системы разработки влияют факторы: горно-геологические (мощность и угол падения тела полезного ископаемого, его ценность, строение, глубина залегания, газоносность, водообильность, физико-механические свойства полезного ископаемого и вмещающих пород и др.) и горнотехнические (средства механизации, технический уровень предприятия и др.).

Условия залегания угольных пластов отличаются большим разнообразием. Это, а также экономические причины обусловили применение различной технологии разработки угольных пластов. Как правило, для разрушения угля используют механические средства или взрывчатые вещества; реже гидравлические и химические.

Применяемые системы разработки отличаются весьма большим разнообразием, что вызвано сложной взаимосвязью влияющих на них факторов. В практике существуют различные классификации систем разработки. В данном случае воспользуемся классификацией, в которой за основной признак принята последовательность ведения очистных и подготовительных работ в выемочном поле по отношению к движущемуся очистному забою.

Указанный основной признак дополняется вспомогательными, характеризующими варианты систем разработки: длиной очистного забоя (длинные и короткие забои); направлением перемещения в пространстве очистного забоя в выемочном поле по отношению к элементам залегания пласта (по простиранию, падению, восстанию, диагонали); направлением движения очистного забоя, транспортирования угля, исходящей струи воздуха.

Способ подготовки для пологих пластов принимается панельный. Для пластов средней мощности рекомендуется применять систему разработки столбовую (в вариантах - по простиранию, падению, восстанию). При этом способ управления горным давлением для этих систем - полное обрушение.

Для достижения производственной мощности предприятия в 3000 тыс. т/год отработку запасов угля пласта К₄ по схеме «шахта - пласт - забой» принято производить системой длинных столбов с управлением кровлей полным обрушением с использованием современного высокопроизводительного выемочного оборудования в относительно благоприятных горно-геологических и горно-технических условиях.

При выборе схемы отработки запасов пласта К₄ рассмотрены три варианта:

В варианте 1 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по простиранию «на воду» .

В данном варианте выемка запасов угля будет производиться в неблагоприятных условиях «на воду» с подвиганием очистного забоя под незначительным углом по падению пласта.

Учитывая фактор ведения очистных работ в неблагоприятных условиях «на воду» и наибольший объем горнопроходческих работ на пусковой комплекс, а также осложнение очистных работ наличием геологических нарушений центральной и восточной части лавы 1-3 , необходимость оставления охранного целика в лавах 1-8 под ручей Дежневка, вариант 1 является малоперспективным, а также технологические условия не соответствуют геологическим, в связи с малой глубиной залегания пласта в верхней его части.

В варианте 2 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по простиранию «от воды». Отработка участков неправильной формы и небольшой площади в верхней части пласта предусматривается камерно-столбовой системой .

При данном варианте отработка запасов угля будет производиться в благоприятных условиях «от воды» при практически горизонтальном (0-2°) расположении штреков. Возможность одновременной отработки запасов угля длинными столбами по простиранию и камерно-столбовой системой в верхней части пласта позволит, при необходимости, увеличить мощность шахты. При этом зольность добываемого угля в лавах пускового комплекса наименьшая, в дальнейшем она будет увеличиваться. Данная схема позволяет применить для отработки камерно-столбовую систему на участках с незначительной глубиной залегания, а при ее увеличении применить отработку запасов длинными столбами по простиранию, при этом геологические условия и характеристика угольного пласта полностью соответствует технологическим условиям.

В варианте 3 отработка запасов угля предусматривается длинными столбами по восстанию «от воды» .

При данном варианте отработка запасов угля будет вестись в благоприятные условиях «от воды» при углах падения участковых уклонов (штреков) в 2-4° (с увеличением угла падения до 6-8° в последних лавах). В данном варианте ожидается повышенная зольность добываемого угля в лавах пускового комплекса с последующим её снижением.

Вариант 3 также является малоперспективным, несмотря на то, что работы будут вестись в благоприятные условиях «от воды» в связи с тем, что в лавах 6-11 необходимо оставление охранного целика под ручей Дежневка, а также неравномерное распределение зольности добываемого угля в процессе эксплуатации шахты, а также технологические условия не соответствуют геологическим, в связи с малой глубиной залегания пласта в верхней его части.

К дальнейшему проектированию принят вариант 2 с отработкой запасов угля пласта К₄ длинными столбами по простиранию «от воды», как наиболее оптимальный в рассматриваемых условиях. Данный выбор определяется благоприятными условиями «от воды» при практически горизонтальном (0-2°) расположении штреков и сравнительно небольшим объемом горнопроходческих работ на пусковой комплекс .

Характерным для столбовых систем разработки является проведение подготовительных выработок до начала очистных работ; эти выработки оконтуривают запасы угля в пределах выемочного столба. При отработке запасов угля длинными столбами по простиранию с обрушением, подготовка линии очистного забоя заключается в оконтуривании лавы подготовительными штреками, проводимыми от наклонных стволов к фланговым уклонам (проходка выработок на воду). Уголь транспортируется ленточными конвейерами. От наклонных выработок в сторону проводят штреки (транспортный и вентиляционный) со вспомогательными выработками (заездами, сбойками и др.). По мере отработки подготавливается следующий выемочный столб, для чего проходят новые штреки. Столбовая система разработки устраняет недостатки, присущие сплошной, однако она характеризуется увеличенным первоначальным объёмом проводимых подготовительных выработок. Её применение позволяет повысить нагрузку на очистной забой, улучшить основные технико-экономические показатели.

Запасы угля I и II очереди предусматривается отрабатывать на наклонные стволы.

При отработке III очереди длинными столбами по восстанию с обрушением кровли, подготовка линии очистного забоя заключается в оконтуривании лавы нарезными уклонами, проводимыми от конвейерного и путевого магистральных штреков к нижнему магистральному штреку. Очередной столб подготавливается путём проведения новых наклонных выработок. Система разработки с перемещением забоя по восстанию применяют при высокой водообильности. Система позволяет обеспечить снижение удельного объёма проводимых и поддерживаемых выработок; постоянную длину лавы в пределах выемочного столба (что особенно важно при оснащении очистного забоя механизированным комплексом); простую и надёжную схему подземного транспорта; прямоточную схему проветривания с подачей воздуха к источникам выделения метана (очистной забой, выработанное пространство, уголь на конвейере, подготовительной выработки). Недостатки: большой объём наклонных выработок, проведение и эксплуатация которых обходятся дороже, чем горизонтальных. Данный вариант системы разработки благодаря технико-экономическим преимуществам является наиболее прогрессивным для выемки тонких и средней мощности пластов с углом падения до 12-15є.

При отработке III очереди камерно-столбовой системой разработки, относящейся к системам разработки с короткими забоями, подготовка линии очистного забоя состоит в проведении необходимого количества подготовительных штреков проводимых от магистрального конвейерного и путевого штреков до флангового уклона. После этого производится проходка разрезной камеры с выемкой заходок. Междукамерные целики частично погашаются, в результате чего повышается степень извлечения угля. Междукамерный целик погашается заходками по 6,0м с оставлением технологических целиков между ними шириной 0,6-1 м. Штреки и камеры крепятся анкерной крепью, заходки не крепятся. Основные условия применения технологии с короткими забоями: низкое качество угля (обычно с повышенной зольностью); мощность пласта до 3,5 м; угол падения пласта до 15є (определяется возможностью работы самоходного оборудования); породы средней и вышесредней устойчивости; глубина ведения горных работ до 300 м (т.к. с ее увеличением резко возрастают потери угля в недрах).

Подготовительные забои оборудованы проходческими комбайнами АВМ-20 и П220. В одновременной работе находятся 2 спаренных подготовительных забоя. Один забой, оборудованный проходческим комбайном АВМ-20, ведет работы по восстановлению линии очистного забоя. Второй спаренный подготовительный забой, оборудованный двумя комбайнами П220, ведет работы по дальнейшей подготовке шахтного поля.

Все выработки проходятся по углю и крепятся анкерной сталеполимерной крепью.

6.2 Столбовая система разработки

На выбор размеров выемочного поля по простиранию и длины очистного забоя решающее влияние оказывает способ выемки угля. При механизированной выемке может достигать 1000 м и более.

Размеры выемочных столбов при системе разработки длинными столбами по простиранию составляют 1100-3500 м (размеры шахтного поля по простиранию при отработке запасов I и II очереди).

Размеры выемочных столбов при системе разработке длинными столбами по восстанию составляют 770-1660 м (запасы III очереди).

Оптимальная длинна лав, оборудованных комплексами, на пластах аналогичной мощности и подобных горно-геологических условиях составляет 180-200 м. Параметры систем разработки рекомендованы Институтом горного дела им. А.А. Скочинского в соответствии с отраслевым планом Минуглепрома СССР с учетом возможных водопритоков в горные выработки подмерзлотных горизонтов, однако, в процессе эксплуатации они могут быть скорректированы.

Из-за труднообрушаемой кровли, а также опыта шахт «Джебарики-Хая», «Сангарская-Центральная», «Баренцбург», длина лавы, для облегчения управления кровлей, принята 200 м (по рекомендации Горного института по проектированию предприятий угольной промышленности «Гипроуголь»), что не превышает нормы по условию проветривания п.244 «Правил безопасности в угольных шахтах».

6.3 Камерно-столбовая система разработки

В связи с трудностями в обеспечении механизированными крепями и комплексами, а также вследствие невозможности применения крепей на ряде участков из-за геологических нарушений с амплитудой, превышающей мощность пласта, а также с целью снижения вредного воздействия на окружающую среду разрешено применение технологических схем с короткими очистными забоями с использованием проходческих комбайнов.

Длина выемочных столбов зависит в данном случае от формы отрабатываемых участков и составляет 250-1250 м.

Длина камеры принимается 64 м (по опыту шахты «Эрчим-Тхан»).

Ширина некрепленого пространства камер:

, м (7.1)

где: h₀ - мощность нижнего слоя кровли, м;

- длительное сопротивление породы непосредственной кровли растяжению, кгс/см² (МПа);

- безразмерный коэффициент (0,5-1);

К₁ - коэффициент концентрации давления в месте закрепления нижнего слоя кровли (1,5-2,5);

Н - глубина разработки, м;

К_п - коэффициент пригрузки нижнего слоя (1,1-1,5);

- средняя плотность нижнего слоя кровли, т/м³.

Принимаем ширину устойчивого пролета камер 7,5 м.

Продолжительность отработки камеры незначительная, поэтому существенного влияния на устойчивость пролета камеры не будет оказывать.

Исследования устойчивости потолочин и работы междукамерных целиков, проведенные в шахтных условиях, показали, что междукамерные целики воспринимают нагрузку, создаваемую только толщей непосредственной кровли. В период выемки камеры наблюдаются деформация пород непосредственной кровли и отделения ее от основной. Однако расслоений в непосредственной кровле над междукамерными целиками не наблюдается. Это объясняется тем, что породы непосредственной кровли, отделяясь от основной, всей толщей опускаются и нагружают междукамерный целик, вызывая его деформацию.

В процессе разработки пласта целики нагружаются неравномерно. На всех этапах отработки блока камер один из целиков (первой отработанной камеры, затем второй и т.д.) испытывает давление большее, чем остальные. Нагрузка на междукамерный целик возрастает с увеличением числа отработанных камер.

Ширина междукамерных целиков с расширением камеры посредством погашения междукамерного столба при первом обрушении пород кровли:

, м (7.2)

где: К - коэффициент запаса прочности, зависящий от способа выемки (при комбайновой К=1,0);

а - ширина камеры, м;

L - устойчивый пролет камеры после расширения, м;

- средняя плотность пород подрабатываемой толщи, т/м³;

Н₁ - толщина пород до дневной поверхности (при глубине разработки до 200 м);

- длительное сопротивление сжатию угля в массиве, тс/м².

Принимаем ширину междукамерного целика 6,5 м.

Расчет ширины междукамерных целиков для последующих камер производится из условий поддержания толщи непосредственной кровли на период выемки угля в камере.

Нагрузка определяется:

, т (7.3)

где: Q₁ - нагрузка, создаваемая консолью пород со стороны соседней отработанной камеры, на единицу длины целика, тс/т;

Q₂ - масса пород над целиком, приходящаяся на единицу длины целика, т;

Q₃ - масса пород кровли пролета камеры, приходящаяся на единицу длины целика, т.

, тс/т

где: h - мощность пород непосредственной кровли, м;

- угол обрушения пород непосредственной кровли со стороны забоя, град (45є);

тс/т

, т

Ширина целика на контакте с кровлей:

, м (7.4)

Принимаем ширину междукамерных целиков 6,5 м.

Расстояние между блоковыми целиками:

, м (7.5)

где: Н_п- максимальная глубина от дневной поверхности до кровли камеры, м.

Принимаем расстояние между блоковыми целиками 91,5 м.

Ширина межблоковых целиков:

, м (7.6)

где: Кн - коэффициент учета неоднородности пласта (1,0-1,3);

Кф - коэффициент формы целика;

где: m - высота целика, м.

Таблица 7.1. Параметры систем разработок

Наименование параметра	Значение, м
1	2
Столбовая система разработки
Длина столба	1100-3500
Длина лавы	200
Ширина целика между столбами	15-18
Камерно-столбовая система разработки
Длина столба	250-1250
Расстояние между блоковыми целиками	91,5
Ширина межблоковых целиков	18,0
Ширина выемочных камер	7,5
Длина выемочных камер	64,0
Ширина междукамерных целиков	6,5
Ширина подзавальных целиков	1,0
Ширина заходки	5,5
Длина заходки	7,0

Принимаем ширину межблоковых целиков 18 м.

Ширина подзавальных целиков принимается 1 м, исходя из рекомендаций ВНИМИ.

6.4 Способ управления горным давлением

Расчет параметров анкерной сталеполимерной крепи

Расчет произведен в соответствии с «Инструкцией по расчету и применению анкерной крепи на шахтах России », 2000 г.

Исходные данные для расчета параметров анкерной крепи:

- По условиям проходки, охраны и поддержания, проводимые горные выработки относятся к пластовым выработкам, проводимым в массиве. Срок службы выработок до 20 лет.

- Расчётная высота (h, м) и ширина (B, м) в проходке B = 5,5 м; h = 3,85 м.

- Расчётная глубина расположения от поверхности (Н, м) - максимальная глубина от поверхности составит Н = 350 м.

- Тип строения и класс устойчивости пород непосредственной кровли, исходя из горно-геологических условий: разрабатываемый на шахте, не угрожаемый по горным ударам пласт, средней мощностью 3,85 м, выдержан по мощности и углу падения, составляющему 2 - 5град, принимаем II тип строения пород кровли и III класс устойчивости кровли. Кровля средней устойчивости. При отнесении непосредственной кровли к классу средней устойчивости, с учётом назначения пластовых выработок, принимаем решение о форме поперечного сечения с вертикальными боками и плоской кровлей, совпадающей с кровлей пласта.

- Расчетное сопротивление пород кровли на одноосное сжатие (R_c, МПа) определяется для слоев кровли, залегающих на расстоянии, равном ширине выработки:

R_ск = R_с1 • m₁• К_с/В, (7.7.)

где: R_с1- сопротивление сжатию песчаника;

m₁ - мощность песчаника для расчёта;

К_с - коэффициент структурного ослабления;

R_ск = 80 • 5,5 • 0,9/ 5,5 = 72 МПа

Для крепления кровли применяем анкера А20В из стали арматурной винтового профиля диаметром 23 мм, закрепляемых в шпуре двумя ампулами, и протяжённостью участка закрепления стержней более 1 м, расчётная несущая способность которых, по проведённым испытаниям составила N_а= 100 кН. Для крепления боков выработок также намечено применение анкеров А20В, закрепляемых одной ампулой, для которых N_а= 70 кН.

Все рассматриваемые выработки и сопряжения по условиям проходки и поддержания в массиве, с углом залегания пласта до 30⁰ , по расчётной ширине выработок и сопряжений В_с= v(В²₁+В²₂) = 5,5 м, при H/R_ск< 25 и другим факторам соответствуют области применения «Инструкции…»

В выработках и сопряжениях, проводимых в массиве величина расчётных смещений (U_п) кровли определится по формуле:

U_м = U_т • K_б • K_ш • K_в• K_а (7.8.)

где: U_т - типовые смещения пород кровли;

K_б- коэффициент, учитывающий расположение выработок K_б= 1;

K_ш - коэффициент, учитывающий отличие расчётной ширины выработки и сопряжений от В = 5 м, принимаемый равным K_ш= 0,25 • (В - 1);

K_в- коэффициент, учитывающий влияние других смежных выработок, K_в= 1;

K_а - коэффициент, учитывающий степень связывания и упрочнения пород различными конструкциями анкеров K_а = 0,62;

U_м = 5*1*1,125*1*0,62 = 3,5 мм

Принимаем сопротивление анкерной крепи (Р_а) и длину анкеров (L_а) Р_а= 65 кН/м²; L_а = 1,8 м.

В качестве стержней для анкеров применяется сталь арматурная винтового профиля Ш 23 мм со специальной сферической гайкой. Все принятые для применения конструкции должны иметь соответствующие сертификаты с указанием в технических характеристиках значений минимальной прочности на разрыв по гайке, резьбе, соединению стержней и другим ослабленным сечениям.

В качестве демпфирующих податливых элементов анкеров применяем податливые опорные пластины размером 300х300мм и шайбы анкерные выгнутые 100х100 мм. В качестве затяжки применяем металлическую решётку из прутка диаметром 6 мм - ЗР-2,6.

Для определения требуемого расстояния между рядами анкеров применим формулу:

C_k= n_к• N_a_.к / В • P_a_.к, (7.9.)

где: n_к - количество анкеров в ряду.

C_k= 5• 100 / 5,5 •65 = 1,4 м

При сравнении расчетного шага (С_к) с требуемым по условию минимальной плотности установки анкеров применим формулу:

C_k= n_k/ В • П , (7.10.)

где: П = 0,5 анк/м² для кровли средней устойчивости;

n_k- количество анкеров в ряду. Согласно «Инструкции по расчету и применению анкерной крепи на шахтах России », количество анкеров в ряду должно составлять в зависимости от ширины выработки В , как правило, от 5 до 6 при 5 < В < 6 м. Принимаем 5 анкеров в ряду.

C_k= 5/5,5*0,5 = 1,8 м

Окончательно принимаем для крепления кровли:

Анкера А20В, длиной 1,8 м, диаметром 23 мм, закрепляемых двумя химическими ампулами АП-400 У (АП-470 У), количество анкеров в ряду - 5 шт, шаг установки - 1м.

В качестве демпфирующих податливых элементов анкеров применяем податливые опорные шайбы 300х300 мм и шайбы анкерные выгнутые 100х100 мм. Перетяжка кровли -- металлической решеткой из прутка Ш 6 мм всплошную. Строение полиметаллического анкера А20В представлено на рисунке 17.

В зонах перехода выработкой горно-геологических нарушений (трещиноватость кровли, ложная кровля и т. п.) шаг крепи уменьшается вдвое, до 0,5 м.

В качестве критерия интенсивности горного давления для определения необходимости установки и расчёта параметров анкерной крепи в боках следует принимать степень относительной напряжённости пород и пласта, расположенных в их боках, определяемую по формуле:

у_б= К_в • К_вл • К_о • г ? Н / R_с.б , (7.11.)

где: К_в - коэффициент концентрации напряжений в боках от проходки выработок и сопряжений;

К_вл - коэффициент увеличения напряжений в боках выработок и сопряжений от других выработок;

К_о - коэффициент увеличения напряжений в боках выработок и сопряжений при расположении их в зоне влияния опорного давления от очистных работ;

г - средний объёмный вес пород, принимается равным 0,025 МН/м²;

Н - максимальная глубина от поверхности сопряжений, выработок или их участков;

R_с.б - расчётное сопротивление слоёв, пласта и пород в боках на сжатие, МПа.

у_б= 1,5*1*1*0,025*170/7,2 = 0,88 Мпа

В условиях, где напряжения в боках меньше расчётного сопротивления сжатию всех, в том числе и наиболее слабых слоёв пород и угля в боках (у_б < 1), крепление боков анкерной крепью не предусматривается, за исключением острых углов сопряжений. Принимаем следующий шаг установки анкеров в боках капитальных выработок и сопряжений: расстояние между анкерами: в ряду - 1м; между первым (от кровли) и вторым рядами - 1 м. Тип крепи - анкерная сталеполимерная крепь (анкерная клиновая): анкера А20В (ШК - 1М), длиной 1,8 м (1,6 м), диаметром 23 мм, закрепляемых двумя химическими ампулами АП-400 У (АП-470 У). Строение анкера ШК-1М показано на рисунке 18.

Расчет параметров рамной податливой крепи

В связи с тем, что устья стволов крепятся комбинированной крепью, производим следующий расчет. Расчет параметров арочной крепи для наклонных стволов произведён для проходки по углю. Расчет произведён на основании «Инструкции по выбору рамных податливых крепей горных выработок», С-Петербург, 1991 г.

Исходные данные:

Тип крепи - арочная, А-22-27 из СВП-27

Максимальная глубина от поверхности Н = 40 м.

Прочность пород- R_с= 0,1 МПа

Срок службы выработки t = 20 лет.

Смещение пород кровли выработки определим по формуле:

U_с.кр.=[ U_пр+12V(T-1)K_s K_в], (7.12.)

где: U_пр= 20 мм - смещение пород кровли выработки за первый год её поддержания в типовых условиях при R_с= 0,1 МПа и Н = 40 м., определяется по графику.

V = 0,1 мм/мес - установившаяся скорость смещения горных пород, для пород типа песчаник.

K_s =1,45 - коэффициент, учитывающий влияние площади сечения выработки в свету до осадки.

K_в= 1,0.

Расчетную нагрузку на 1 метр длины выработки определяем по формуле:

Р = Р^н х В к, (7.13.)

где: В = 5,5 м - ширина выработки в проходке;

Р^н= 75 кПа - нормативная удельная нагрузка на крепь.

Р = 5,5 х 75 = 450 кН

Плотность установки рам на один метр длины выработки определим по следующей формуле:

n = Р/N_S, (7.14.)

где: N_S= 460 сопротивление крепи.

n = 450/460= 0,98 шт.

Окончательно принимаем шаг крепи 1 м.

7. Технологическая схема очистных работ

Проектная технологическая схема является стандартной схемой непрерывной комбайновой выемки камерно-столбовой системой разработки. Последовательность операций выглядит следующим образом: комбайн производит выемку на расстоянии до 10м от последнего ряда анкерной крепи. Затем перемещается в соседний штрек, для проведения нового цикла выемки. Машина для установки анкерной крепи заезжает в штрек, цикл выемки в котором завершен, устанавливая анкера по всей длине выработки. Этим обеспечивается независимость работы комбайна и анкер-установщика. Оператор управляет машиной дистанционно при помощи ручного пульта управления, что позволяет ему постоянно находиться в безопасном месте позади машины под укрепленной кровлей. Последовательность выемки при данной технологии планируется таким образом, при котором обеспечивается минимум затрат времени на маневровые и вспомогательные работы, включающие укладку кабеля и изменение маршрута вентиляции.

В технологической схеме КСО приняты следующие параметры технологии:

размеры междукамерных целиков - 25 Ч 25м;

ширина выемочной камеры - 6,0м;

длина вынимаемых косых заходок - около 10м;

ширина косых заходок - 3,4 - 4,5м;

ширина погашаемого междукамерного целика - 9,5м;

ширина промежуточного подзавального целика ромбической формы - 2,0м;

ширина трапециедальной формы верхнего подзавального целика - 2,0 и 6,0м;

ширина треугольной формы нижнего подзавального целика - 4,0 м.

Перечень одного комплекта оборудования для отработки запасов пласта К4 с применением камерно-столбовой системы

№	Наименование оборудования	Тип, марка оборудования	Количество, шт	Фирма (завод-изготовитель)
Импортное оборудование
1.	Комбайн проходческий	25М3	1	DBT
2.	Самоходный бункер-питатель	7MFB 48	1	DBT
3.	Вагон самоходный	FBR-15	2	DBT
4.	Анкер-установщик	CHDDR	1	FLETCHER
Отечественное оборудование
5.	Вентиляторная установка местного проветривания	ВМЭ-8	2	ОАО «Вентпром»

Выемку угля при подготовительных и очистных работах для камерно-столбовой системы планируется осуществлять комбайном непрерывного действия Континьюс Майнер DBT 25М3.

Основные технические характеристики комбайна Континьюис Майнер DBT 25М3:

Транспортные габариты

Ширина рамы (включая поручни) 3700 мм

Общая длина 10.871 м

Высота над трубой скруббера 1793 мм

Вес (в сборе) 62000 кг

Рабочие габариты

Рекомендуемая область применения 1800 до 3500 мм

Максимальная высота выемки над

режущим органом 1700мм

Максимально высота 3900 мм

Клиренс по уровню почвы 305 мм

Длина от заднего бампера до резца 8280 мм

Режущий орган

Диаметр режущего барабана 1118 мм

Скорость вращения режущего барабана 47 об/мин.

Ширина режущего барабана 3700 мм

Мощность на режущем барабане 2150кВт(в длительном режиме),2164кВт (в одночасовом режиме)

Производительность режущего барабана 14-31т/мин

Узел погрузки

Способ загрузки Загрузочная звездочка с тремя пальцами

Ширина конвейера 914 мм

Скорость конвейера 145 м/мин.

Производительность погрузки 36 тонн/мин.

Мощность на конвейере с загрузочной

звездочкой 230кВт(в длительном режиме)

241кВт(в одночасовом режиме)

Узел передвижения

Ширина гусеницы 508 мм

Давление на грунт 208 кПа(2,1кгс/см²)

Мощность гусеничного привода 232кВт постоянного тока(в длительном режиме) 245кВт( в одночасовом режиме)

Скорость передвижения гусениц 0-0,381 м/сек

Электрооборудование

Напряжение 1000 В, 50 Гц

Система управления Дистанционное радиоуправление-без кабины оператора

Система гидравлики

Узел маслостанции 132 кВт(в длительном режиме)/ 141кВт(в одночасовом режиме)

Система пылеподавления

Тип скруббера тип Engard 30

Мощность скруббера 10 м³/сек/мотор 60 кВт

Общая установленная мощность 514 кВт(в длительном режиме, включая скруббер)

Отбитый комбайном уголь при проведении печей и камер, а также от выемки заходок, транспортируется до самоходного бункер-питателя DBT7MFB 48 в самоходных вагонах DBT FBR-15.

Основные технические данные питателя DBT7MFB 48

Минимальная мощность пласта: 0,87м

Максимальная производительность: 800 до 1800т/час

Привод конвейера: гидравлический или механический

Габаритные размеры

Длина 10515мм

Высота 1040 мм

Ширина 3505 мм

Ширина конвейера: 336см (для типоразмера 56“) 315см (для типоразмера 48“)

Скорость движения питателя: 15 м/мин

Давление на почву: 25.3 p.s.i. (фунтов на квадратный дюйм)

Конвейер с регулируемой скоростью на машинах с приводом от гидромотора.

Опционно: Комплектация хвостовой части для присоединения конвейера

Самоходный вагон DBT FBR-15 имеет следующие основные технические параметры:

Габариты

Грузоподъёмность (макс. с пустыми бортами) 15 м3

Грузоподъёмность (макс. вес угля) 15 000 кг

Грузоподъёмность (макс. вес без материала)20 000 кг

Вес

Порожний с полными баками 20 000 кг

Гружённый с грузом 20т 45 000 кг

Двигатель

тип дизельный с тербонаддувом, 4-х тактовый

Система охлаждения радиатор на воде

Вентилятор охлаждения вентилятор с гидроприводом

Двигатель модель Caterpillar 3126

Рабочий объём 7,2 литра

Макс. мощность 172 кВт при 2600 об/мин

Макс. крутящий момент 720 Нм при 1950 об/мин

Вентиляция (NSW Req) 8 м3/сек

Скорости двигателя

Низкие холостые обороты 800 об/мин

Высокие холостые обороты 2600 об/мин

Скорость по регулятору 2600 об/мин

Расход топлива

При полной нагрузке 50 лит/ч

При нормальном режиме 25-30 лит/ч

Система запуска

Тип стартерного двигателя воздушная турбина

Фильтр воздуха на впуске

Тип/модель сухой/Caterpillar

Воздухозаборник двойного типа первичный и вторичный

Пламеуловитель на входе спиральный DBT

Выхлопной кондиционер

тип взрывозащищённый сухой

модель DBT Diesel Pty Limited

Выхлопной фильтр сменный элемент

Выхлопной пламегаситель спиральный DBT

Последующая обработка каталитический выхлопной фильтр

Трансмиссия

тип переключение передач с режимом вперёд/назад

Модель Dana/Spicer серия 32 000 MHR

Скорости, вперёд и назад 4

Трансформатор

тип установленный, 1 компонент

модель интегральный Dana/Spicer 13.5

Электрическая система

Тип Допущенный взрывозащищённый

Напряжение 12 В

Полярность незазёмлённая

Рабочие ёмкости

Гидробак 250 литр

Топливный бак 200 литр

Трансмиссионное/трансформаторное масло 40 литр

Моторное масло 22 лтр

Вода системы охлаждения двигателя 72 литр

Масло оси (каждой) 60 литр

Скорости вагона

1-ая передача 4 км/ч

2-ая передача 9 км/ч

3-я передача 16км/ч

4-ая передача 26км/ч

Максимальная сила тяги

1-ая передача 21 300 кг

2-ая передача 10 100 кг

3-я передача 5 800 кг

4-ая передача 3 400 кг

Время выгрузки горной массы

15тонн за 22сек.

Крепление кровли камер производится сталеполимерной анкерной крепью при помощи мобильного анкер-установщика «FLETCHER CHDDR».

Техническая характеристика Анкероустановщика FLETCHER CHDDR

Электрогидравлический самоходный анкероустановщик с вышкой и с двумя буровыми станками для бурения в кровле, с проходом для оператора в центральной части машины. Бурильные головки и телескопическая подающая рама установлены на выдвижных поворотных подъемных стрелах. Машина предназначена для применения в пластах со средней вынимаемой мощностью от 2,0 до 6,0 м, в зависимости от выбранного типа временной крепи (TRS) и дополнительных агрегатов.

Размеры

Длина 7,2 м

Ширина (по шасси) 2,9 м

Ширина (по сложенной временной крепи) 3,0 м

Высота шасси 1,5 м

Колесная база 2,4 м

Клиренс 0,3 м

Масса около 30 500 кг

Давление на грунт около 0,16 МПа

Максимальный наклон выработки

при движении вверх 17є

Максимальный рабочий наклон

- подъем 13є

- спуск 13є

Общие технические характеристики

Шасси

Характеристики шасси:

Вездеходное шасси для тяжелых режимов работы.

Временная крепь типа “T” с двух-трехступенчатым опорным

цилиндром:

Высота при максимальной раздвижке: до 6,1 м

Высота в сложенном состоянии:от 1,7 до 2,1 м при клиренсе 0,3 м

Временная крепь с наклоном вперед

Регулируемая вручную ширина временной крепи:

При раздвинутой стреле 3,66 м

При сложенной стреле 3,05 м

“W” -образный фиксатор стропа/мата, установленный на стреле

временной крепи, сертифицированный M.S.H.A , с несущей

способностью 20 411 кг (45 000 фунтов).

Приводная система гусеничной модели:

Гусеничная приводная система Fletcher того же типа, что у комбайнов непрерывного действия, с гидравлически размыкаемыми пружинными дисковыми тормозами мокрого типа

Редуктор привода полностью закрыт в каркасе гусеницы. Он состоит из быстродействующей планетарной передачи и встроенной коробки передач.

Гидравлические аксиально-поршневые регулируемые ходовые двигатели. Гусеничные ленты шириной 406мм и длиной 2,6 м, наматываемые со смазкой и механически регулируемые.

Скорость передвижения - в диапазоне 0 - 27 до 30,5 м/мин

Система пылеудаления

Машины оборудованы системами сухого бурения, в которых будет использоваться буровая сталь шестиугольного сечения 22,23 мм (7/8 дюйма) и 28,58 мм (1 1/8 дюймов).

Система сухого бурения сертифицирована M.S.H.A. Это вакуумная система, использующая пустотелую буровую сталь. Нагнетательные вентиляторы с улучшенными рабочими характеристиками производительностью 1,7 мі / мин.

Вакуум на буровой головке - 381-457 мм рт. ст.

Диаметр буровой скважины - от 25,4 до 42 мм (в зависимости от диаметра сверла и соответствующей буровой стали).

Бурильная система

Основные характеристики бурильной системы:

Головки вращательного бурения Fletcher с глубоким патроном с механическими торцевыми уплотнениями

Глубина бурения - 6,2 м

Крутящий момент: 500 Нм при 138 бар (2 000 фунтов/кв. дюйм);

скорость вращения: 0-450 обор/мин

Тип мачты: выдвижная мачта Apollo AX с гидравлической

направляющей штангой

Усилие подачи: регулируемое от 0 до 44 500 Н при 172 бар (0-10000

фунтов при давлении 2500 фунтов/кв.дюйм)

Длина хода буровой штанги: 2,27 м

Скорость подачи: регулируемая от 0 до 11 м/мин

Высота сложенной мачты: 1,65м

Высота раздвинутой мачты: 2,81м

Наклон мачты от вертикали: внешний - 90 градусов, внутренний - 5

градусов

Поворот стрелы:

Минимальное расстояние между бурильными головками: 1,0м

Максимальное расстояние между бурильными головками: 7,0м

Удлинение стрелы: линейное, 0,6м

Высота стрелы:

2,1 м - сложенная

2,5 м - раздвинутая

Максимальный подъем платформы над поверхностью земли - 2,5 м

Отключение гидравлической мощности на буровых платформах для

защиты оператора

Защитные козырьки для бурильщиков, установленные на

гидравлически регулируемых телескопических опорных мачтах

квадратного сечения

Навесы сертифицированы MSHA.

Техническая производительность комбайна:

Q_тех = К_тех•Q_теор , т/час (8.1.)

где: К_тех - коэффициент технической производительности комбайна (0,462).

где: Т - продолжительность выемки угля за 1 цикл, мин;

Т_у.н. - продолжительность устранения неполадок комбайна, мин;

Т_к.о. - продолжительность концевых операций (самозарубка комбайна, перемонтаж погрузочных щитов, остановка и реверс подачи комбайна - 20 минут);

Т_з.п. - длительность замены режущего инструмента (зубков комбайна), мин.

, мин

мин

, мин

где: К_н- коэффициент надежности комбайна.

мин

Т_з.п. = m•B•L_л•Y_y•Z•t_p , мин

где:Z - удельный расход зубков (0,08 шт./т);

t_p - норматив времени на замену одного зубка (0,8 - 1,0 мин).

Т_з.п. = 4,0•0,8•200•1,38•0,008•0,8 = 5,6 мин

Q_тех=0,6•960=580 т/час

Эксплутационная производительность комбайна:

Q_экс = К_экс•Q_теор , т/час (8.2.)

где: К_экс - коэффициент эксплутационной производительности комбайна.

где: Т_о.п - простои комбайна по организационно-технологическим причинам.

Q_экс =0,56•960=540 т/час

Суточная производительность комплекса (технически возможная):

Q_сут = Q_экс•(Т_см-t_п.з.)•N_см , т/сут. (8.3.)

Q_сут =540•(6-0,15)•3 = 9450 т/сут.

Добыча угля за цикл:

Д_ц= m•B•L_л•Y_у , т/цикл (8.4.)

Д_ц=4,0•0,8•200•1,38=890 т/цикл

Количество выемочных циклов в сутки:

, (8.5.)

Окончательно принимаем количество выемочных циклов в сутки 11.

Нормативная суточная нагрузка на очистной забой:

А_сут = n_ц.сут •Д_ц , т/сут (8.6.)

А_сут =11•890=9800 т/сут

Скорость подвигания линии очистного забоя:

- суточная

V_сут = n_ц.сут.•B , м/сут (8.7.)

V_сут =11•0,8=8,8 м/сутки

- за месяц

V_мес = n_дн*V_сут , м/мес (8.8.)

V_мес =29•8,8=255 м/мес

Таким образом, технология отработки пласта К₄ позволяет отрабатывать запасы угля столбовой системой разработки по простиранию и восстанию с суточной нагрузкой 9800 т. При этом месячная нагрузка на забой составит - 285000 т.

Настоящим проектом на основании произведенных расчетов при отработке запасов поля шахты «Денисовская» столбовой системой разработки принимается годовая нагрузка на уровне 300 тыс.т.

7.1 Технология и организация работ при камерно-столбовой системе

Подготовка столбов КСО осуществляется проведением от двух до шести штреков которые через каждые 25м сбиваются между собой сбойками. Оконтуренный столб отрабатывается в восходящем порядке. Все проводимые выработки в столбе крепятся анкерной крепью.

При проведении камер выполняются следующие работы -- технологические операции:

выемка угля комбайном;

транспорт угля от комбайна до бункер-питателя, задействовано два самоходных вагона;

перегоны комбайна и анкер-установщика;

подготовка к процессу крепления камер и крепление камер, применяется анкер-установщик.

Для обеспечения качественного перемешивания твердеющего состава химической ампулы диаметр резцов для бурения шпуров под сталеполимерные анкера должен превышать диаметр стержня анкера не менее чем на 4мм и не более, чем на 10мм.

Запрещается вести работы в забое до восстановления крепи на участках значительной деформации, находиться под прибором, с помощью которого производятся испытание анкера на прочность закрепления. Не допускается при установке сталеполимерных анкеров работать без рукавиц, нарушать условия хранения и неплотность оболочки химических ампул, производить установку с разрушенной оболочкой и истекшим сроком годности, производить затяжку гаек до окончания полимеризации твердеющего состава.

Качество установленной сталеполимерной крепи при проведении подготовительных выработок и камер определяется визуальным и инструментальным способами лицами участкового надзора не реже одного раза в смену. В закрепленной части особое внимание уделяется признакам безопасного состояния анкерной крепи и пород кровли, которые проявляются в виде срыва гаек, разрыва или выпадения стержня анкера из шпура, значительной деформации и прорыва решетки и шайб, раскрытие трещин в кровле, сопровождающееся щелчками и треском. Об опасных признаках докладывать начальнику участка. В выработках с данными признаками необходимо принять меры по усилению крепи выработки и провести дополнительные исследования для установления причин опасных деформаций.

Отработка междукамерных целиков осуществляется односторонними заходками, расположенными под углом 67-70⁰ к оси камеры. Между заходками оставляются подзавальные целики угля, обеспечивающие безопасные условия работ в заходках и камерных выработках.

Согласно расчетам, произведенным в заключении ВНИМИ, оставляемые при камерно-столбовой системе разработки подзавальные целики угля обеспечат защиту заходок, сопряжений заходок с камерами и камер при первичных и вторичных осадках непосредственной кровли от завалов. При первичных и вторичных посадках основной кровли подзавальные целики переходят в запредельное состояние, обеспечивая плавное опускание кровли, и предотвращают разрушение междукамерного целика.

В реальных условиях отработки при интенсивных смещениях пород кровли для предотвращения разрушения междукамерного целика необходимо усиливать костровой крепью отрабатываемую камеру через определенные промежутки, равные установленному шагу первичной и вторичной посадки основной кровли.

Рабочий цикл при погашении междукамерного целика включает следующие операции:

усиление органной крепью кровли камеры со стороны отработанных заходок;

выемку первой части заходки шириной 3,7м на полную мощность под углом 67-70⁰ к оси камеры;

отвод комбайна и расширение ширины заходки до проектной от 6,8м до 10,2м;

наращивание (сокращение), противопожарных водяных труб, электросети;

возведение изоляционных и вентиляционных перемычек;

перегон комбайна для выемки новой заходки.

Между выемочными столбами КСО оставляются барьерные целики, необходимые для обеспечения требуемой устойчивости пролета кровли выемочных столбов.

1. Определяем длину лавы

Длину лавы рассчитываем по технико-организационным факторам

где: Tcм - продолжительность добычной смены, мин;

tп.з - время на подготовительно - заключительные операции, tп.з = 20 мин;

nсм - число добычных смен в сутки, nсм = 3;

tк.о - время на концевые операции (подготовку комбайна к выемке следующей полосы), tк.о = 20ч30 мин;

nц - число циклов в смену;

k = 0,8ч0,96- коэффициент простоев;

Vп = 6 м/мин - скорость подачи комбайна;

t₃ = 1 мин - время на замену одного зубка;

В = 0,8 - ширина захвата комбайна;

m = 2 м - вынимаемая мощность пласта;

z - расход зубков на 1 м³ угля, z = 0,08ч1шт/м³;

t_в - время на вспомогательные операции, t_в = 0,16ч0,3 минуты;

Принимаем длину лавы равной 200 метров.

8. Проведение горных выработок

Вскрытие и подготовка поля шахты «Денисовская» предусматривается следующими горными выработками.

а) Вскрывающие: главные наклонные стволы (вентиляционный, конвеерный, путевой), фланговый ствол №1, фланговый ствол №2.

б) Подготовительные: магистральный штрек, фланговый вентиляционный и путевой уклоны, комплекс выработок временного водоотлива, магистральные конвеерный и путевой штреки, центральный уклон, дренажные штреки, комплекс выработок главного водоотлива.

в) Нарезные: путевые, конвеерные штреки, конвеерные и вентиляционные уклоны, монтажные камеры.

Отработка выемочных полей предусматривается на вскрывающие наклонные стволы, поэтому вскрывающие выработки являются также и подготавливающими шахтное поле. Данный способ является экономически выгодным, по сравнению с сооружением вертикальных стволов, так как исключает затраты на проведение стволов по вмещающим породам.

Главные и фланговые наклонные стволы являются капитальными горными выработками и предназначены:

путевой - для доставки людей, материалов и оборудования;

конвеерный - для выдачи на поверхность отбитого угля и горной массы;

вентиляционный - для подачи в шахту свежего воздуха;

фланговый №1 - является запасным выходом из шахты;

фланговый № 2 - является вскрывающей и подготавливающей выработкой запасов восточной части месторождения.

Все стволы имеют выход на дневную поверхность и являются запасными выходами из шахты.

Магистральным штреком шахтное поле делится на верхнюю и нижнюю части. Запасы угля нижней части отрабатываются в I и II очереди, запасы верхней части выделены в III очередь строительства.

Фланговый вентиляционный и путевой уклоны оконтуривают южную часть месторождения, причем вентиляционный служит для вентиляции лав I и II очереди строительства, а путевой - для доставки материлов и оборудвания в эти же лавы.

Путевые, конвеерные штреки являются нарезными выработками лав I и II очередей строительства и служат для проветривания горных выработок, доставки людей, материалов, оборудования, выдачи отбитого угля на конвеерный ствол соответственно.

Комплекс выработок временного водоотлива проводится для улавливания шахтных вод при отработке лав I очереди строительства.

Магистральные конвеерный и путевой штреки служат для выдачи угля и горной массы на конвеерный ствол и доставки людей, материалов, оборудования при отработке северо - восточной части шахтного поля соответственно.

Центральный уклон является границей между камерно - столбовой системой разработки и системой разработки со сплошной выемкой.

Конвеерные и вентиляционные уклоны являются нарезными выработками лав северо - восточной части шахтного поля и служат для выдачи угля на магистральный конвеерный штрек и подачи свежего воздуха в выработки соответственно.

Дренажные штреки оконтуривают юго-западную часть шахтного поля, в нижней точке этих штреков проводятся выработки главного водоотлива.

Схема вскрытия, подготовки и нарезки шахтного поля, объемы горных работ по вскрытию и подготовке пласта К4, на сдачу подземного участка в эксплуатацию, приведены на листе 4 графической части.

Все вскрывающие, подготовительные и нарезные выработки проводятся прямоугольного сечения шириной 5,5 м и высотой 3,85 м, что обеспечивает необходимые зазоры для размещения конвейеров и другого горношахтного оборудования, а также для движения дизелевозного транспорта на пневмоходу.

Крепление всех горных выработок производится сталеполимерной анкерной крепью: анкерами А20В (L = 1,8 м) с решетчатой затяжкой ЗР-2,6 и подхватами ПМШ8-4,5 (штрипсы, баклуши). Бока выработок крепятся анкерами ШК-1М (L = 1,6м.) или анкерами А20В (L = 1,8 м) и опорными шайбами 300х300. Сечение всех выработок в свету 21,2 м².

8.1 Горно-геологические и гидрогеологические условия проведения горных выработок

В границах шахты в непосредственной кровле пласта К₄ преимущественным развитием пользуются слабо трещиноватые и трещиноватые породы, которые развиты на 70-75% площади. Слабо трещиноватые породы (М < 2 тр/м) в непосредственной кровле развиты на большей части шахтного поля. Трещиноватые породы (М = 2-5 тр/м) развиты в восточной и юго-восточной частях шахтного поля, на локальном участке в центре, а так же в верхней части пласта в широкой полосе вытянутой с запада на восток от р. Чульман к руч. Дежневка.

Сильнотрещиноватые породы (М = 5 - 10 тр/м) распространены в виде небольших полей. Их распространение видимого структурного или литологического контроля не имеет. Участки сильно трещиноватых пород непосредственной кровли прослежены в верхней части пласта в районе руч. Дежневка. Кроме того, участки сильнотрещиноватых пород в непосредственной кровле отмечены у западной границы шахты у излучины р. Чульман. А также локальный участок в центре шахтного поля и у нижних границ шахты - вытянутые узкой полосой с запада на восток.

В границах шахты участков интенсивно трещиноватых пород (М > 10 тр/м) в непосредственной кровле пласта нет.

Для угля пласта характерна интенсивная трещиноватость. Угли имеют сильную нарушенность и в процессе отделения их от массива разрушаются на обломки размером 0,5 - 10 см, реже 15 - 20 см. Разрушение угля происходит по системам трещин кливажа, ориентировка которых совпадает с ориентировкой нормально секущей продольной и поперечной систем трещин во вмещающих породах. Наряду с этим в углях четко проявляется система продольных косо секущих трещин и послойных трещин. Модуль трещиноватости для каждой из этих систем составляет 25-30 тр/м, достигая на отдельных участках 50-60 тр/м.

Площадь месторождения расположена в междуречье р. Чульман и р. Олонгро и рассечена их притоками. Глубина вреза долины р. Чульман - 155-180 м, руч. Китаянка - 25-160 м, руч. Дежневка - 75-100 м. В пределах шахтного поля протекает только руч. Дежневка. Вне границ шахтного поля расположены р. Чульман, руч. Китаянка и Малдакан.

Четвертичные отложения, представленные различным обломочным материалом, повсеместно покрывают шахтное поле. Мощность их колеблется от 1 до 3 м. Содержащиеся в них воды - грунтовые. Питаются они за счет инфильтрации атмосферных осадков в теплое время года. По трещинам воды свободно фильтруются в нижележащий водоносный горизонт юрских пород. Водопроводимость четвертичных отложений неодинаковая во времени и по площади. К наступлению зимы воды отложений в основном истощаются, а оставшаяся их незначительная часть перемерзает. Значительного влияния на увеличение притока подземных вод в шахту грунтовые воды не окажут.

К северо-западу от линии расщепления пласта на пачки, на площади, где намечается строительство шахты, пласт К4 имеет сложное и реже простое строение с изменяющейся мощностью от 3,1-3,6 м до 6,5 м по простиранию и до 4,8 м по падению. Затем, в узкой излучине р. Чульман, пласт вновь расщепляется на 2-3 пачки с уменьшением кондиционной мощности до 2,4 м и полного выклинивания пласта.

Мощность слоев крупнозернистых песчаников составляет 1,6-2,5 м. Песчаники среднезернистые вскрыты в непосредственной кровле рассматриваемого угольного пласта и образуют обширные поля северо-западного простирания. Мощность слоев среднезернистых песчаников меняется от 1,6 м до 11,4 м. При больших мощностях песчаников они будут одновременно являться непосредственной и основной кровлей.

Песчаники мелкозернистые в непосредственной кровле пласта К4 имеют относительно ограниченное распространение. Они образуют удлиненные на север и северо-запад поля, которые сменяются полями среднезернистых песчаников. Слои мелкозернистых песчаников достигают мощности 16 м. В целом непосредственная и основная кровли пласта К4, сложенные песчаниками разной зернистости, относятся к весьма устойчивым, трудно обрушающимся и частично - к среднеустойчивым (на участках с алевролитами). Алевролиты в принятых к отработке границах пласта К4 имеют ограниченное распространение у восточной границы. Они имеют мощность 0,2-0,5 м и будут образовывать 'ложную' кровлю.

Участки развития 'ложной' кровли выделены у восточной границы на весьма ограниченной площади.

В непосредственной кровле пласта К4 преимущественное развитие имеют слабо трещиноватые и трещиноватые породы.

Непосредственная почва пласта К4 также представлена алевролитом и песчаниками крупнозернистыми, среднезернистыми и мелкозернистыми. Очень редко встречается аргиллит. Алевролит крупнозернистый и мелкозернистый достигает мощности 2-5 м, довольно крепкий (f = 4-7). Почва пласта не размокает и не склонна к пучению.

Песчаники характеризуются более высокой крепостью (f = 7-13). Мощность слоев песчаника в непосредственной почве достигает 8,5 - 20,5м.

Крепость угля пласта К4 колеблется от 0,22 до 1,7 при наиболее часто встречаемых значениях 0,6-0,74. На отдельных площадях в пласте встречается 2-3 прослойка пород, представленных углистой породой. Крепость прослойков составляет от 0,5 до 3.

По данным геологического отчета твердые включения (конкреции) в пласте К4 отсутствуют.

Сопротивление угля пласта К4 резанию составляет 140 кН.

Природная газоносность пласта низкая, так как пласт находится в зоне газового выветривания до гор.+450 м, ниже метаноносность достигает 4 м³/т.

В связи с низкой газоносностью пласт не опасен по выбросам угля, газа и породы.

Пласт К4 с глубины 200 м относится к угрожаемым по горным ударам.

Угольная пыль взрывчатая. Уголь пласта К4 не склонен к самовозгоранию.

Породы силикозоопасные. Естественная радиоактивность пород и угля низкая, не превышает фоновых значений.

Температура пород изменяется от 1,4°С на глубине 100 м до 6,2 - 7,8°С на глубинах 400-500 м.

8.2 Обоснование формы и поперечных размеров горных выработок

Исходя из горно-геологических условий, условий размещения горношахтного и проходческого оборудования, принимаем ширину выработок в свету - 5,5 м, высоту - 3,85 м.

Так как кровля выработки представлена породами устойчивыми и средней устойчивости, с учётом назначения пластовых выработок, принимаем решение о форме поперечного сечения с вертикальными боками и плоской кровлей, совпадающей с кровлей пласта.

9. Подземный транспорт

9.1 Конвейерный транспорт

Пусковым комплексом предусматривается полная конвейеризация транспортирования угля от забоев пласта К-4 до поверхности. Уголь из очистного забоя лавы №1 забойным скребковым конвейером КСЮ 381.38Л, выдается на конвейерный штрек, на перегружатель скребковый ПС.281. Далее уголь транспортируется ленточными конвейерами 2ПТ-120 по конвейерному штреку до наклонного конвейерного ствола и по нему выдается на поверхность.

Для выбора ленточного конвейера, необходимого для выдачи отбитого угля произведем следующие расчеты. Расчеты выполнены в соответствии с требованиями ПБ и ПТЭ в угольной промышленности, «Основных положений по проектированию подземного транспорта для новых и действующих угольных шахт».

Учитывая, что максимальный грузопоток формируется из добычного забоя, производим расчет для очистного забоя.

Обязательным и основным требованием правильного выбора конвейера по техническому параметру «минутная приемная способность» является соблюдение условий:

г х Q_k_ПР> q₁(max), (10.1.)

где: г - насыпная плотность транспортируемого конвейером груза, г = 1,06 т/м³;

Q_кпр- минутная приёмная способность конвейера, Q_кпр= 16,8 м³/мин;

q₁(max)- максимальный минутный грузопоток, поступающий на конвейер, т/мин.

q₁(max) = a х Z х N_ком, (10.2.)

где: a - производительность забойного скребкового конвейера КСЮ 381.38Л, не более 16 т/мин;

Z - Расчётный коэффициент, учитывающий количество очистных забоев, Z = 1;

N_ком - количество работающих комбайнов в очистных забоях, N_ком= 1.

q₁(max) = 16 х 1 х 1= 16 т/мин

17,8т/мин >16 т/мин

Эксплуатационную нагрузку конвейера определим по формуле:

Q_э_l= 60 х q_K, (10.3.)

где: q _lmax- максимальный минутный грузопоток, т/мин.

Q_э_l= 60 х 16 = 960 т/час

1. Расчет скребкового конвейера 2СР-70М:

Основные данные:

Длина конвейера - 200 метров

Скорость скребковой цепи - 1,1 м/с

Вес цепей со скребками - 150 н/м

Площадь поперечного сечения груза на желобе конвейера - 0,32 м²

1. Определяем производительность конвейера

Q_т = 3600***г*_н = 3600*0,32*1*1,35*0,72 = 2500 т/ч

Где, г - плотность угля, т/м²

_н = 0,65- коэффициент наполнения желоба.

2. Вес горной массы

3. Сопротивление движению груженой ветви конвейера

Принимаем коэффициент трения цепи и скребков по стальному желобу

f₁ = 0,3; горной массы - по тому же желобу f = 0,7, тогда

W_r = (q+q₀*f₁)*L*cosв+(q+q₀)*L*sinв, Н;

W_r = (4396*0,7+150*0,3)*200*cos3° +(4396+150)*200*sin3° = 441180 H.

4. Сопротивление движению порожней ветви конвейера

W_n = q₀*L*(f*cosв-sinв)

W_n = 150*200*(0,7*cos4°-sin4°) = 18860 H.

Натяжение цепей конвейера

Наименьшее сопротивление S₁=3000 Н.

S₂ = S₁+Wn = 3000+18860 = 21860 H;

S₃ = k*S₂ = 1,38*21860 = 30160 H;

S₄ = S₃+W_r = 30160+441180 = 471340 H.

Тяговое усиление на проводном валу конвейера

F₀ = S₄-S₁ = 471340-3000 = 468340 H

5. Мощность двигателя привода конвейера

F₀* 468340*1

N = k₃ -------- = 1,1 ---------- = 502 кВт,

1000*з 1000*0,9

где, з = КПД редуктора;

k₃ = коэффициент запаса мощности.

Принимаем два привода с двигателем мощностью 250 кВт.

1. Расчет ленточного конвейера 2ПТ-120:

Основные данные:

Производительность очистного забоя - 2120 т/см;

Длина конвейера - 1000м;

Угол наклона - 3° ;

Плотность угля - 1,35 т/м³ .

1. Производительность конвейера:

Q_см 2120

Q_ч = ------ = ------ = 530 т/ч,

T*K_п 6*0,75

где, Т - длительность рабочей смены;

K_п - коэффициент, учитывающий перерывы в работе конвейера по техническим причинам.

2. Нагрузка на ленту:

а) вес транспортируемого груза.

Q_ч* g 530* 9,8

q = ------ = ---------- = 577 н/м,

3,6* 3,6* 2,5

б) Вес ленты

q_л = 11*B*(д*Я+д₁+д₂) = 11*1*(1,4*5+4+1,5) = 137 н/м,

в) Вес роликоопор груженой ветви

G_р'*g 82*9,8

q_р' = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 670 н/м,

?' 1,2

где, G_р' - масса роликовой опоры;

?' - расстояние между роликоопорами;

г) вес роликоопор порожней ветви

G_р''*g 40*9,8

q_р'' = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 163 н/м,

?'' 2,4

где, G_р''- масса роликоопоры порожней ветви;

?'' - расстояние между роликоопорами;

3. Сопротивление движению груженой ветви конвейера:

W_r = [(q+q_л+q_р')*cosв*щ+(q+q_л)*sinв]*L;

W_r = [(577+137+670)*cos3°*0,05+(577+137)*sin3°]*200 = 20840 H.

где, щ - коэффициент ходового сопротивления роликов;

4. Сопротивление движению порожней ветви конвейера:

W_п = [(q_л+q_р'')*cosв*щ-q_л*sinв]*L;

W_п = [(137+163)*cos3° *0,05-137*sin3°]*200 = 1080 H.

5. Наименьшее допустимое натяжение ленты груженой ветви из-за провисания между роликоопорами:

S_min.гр= 8*(q+q_л)*?' = 8*(577+137)*1,2 = 6854 Н.

6. Тяговое усилие на окружности приводных барабанов:

W₀ = S_наб-S_сб = 82400-15000 = 67400 Н.

где, S_наб - натяжение набегающей ветви ленты;

S_сб - натяжение сбегающей ветви ленты;

Мощность электродвигателей для работы конвейера

W₀* 67400*2,5

N = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 210 кВт,

1000*з 1000*0,95

где, з - К.П.Д привода.

Тогда установленная мощность будет:

N_уст = 1,15*N = 1,15*210 = 241 кВт;

2. Расчет ленточного конвейера 2ПТ-120:

Основные данные:

Производительность 2 очистных забоев - 4240 т/см;

Длина конвейера - 1400 м;

Угол наклона - 3°;

Плотность угля - 1,35 т/м³;

Производительность конвейера:

Q_см 4240

Q_ч = ------= ------ = 942 т/ч,

T*K_п 6*0,75

где, Т - длительность рабочей смены;

K_п - коэффициент, учитывающий перерывы в работе конвейера по техническим причинам.

1. Нагрузка на ленту:

а) вес транспортируемого груза.

Q_ч* g 942* 9,8

q = ------ = ---------- = 1025 н/м,

3,6* 3,6* 2,5

б) Вес ленты

q_л = 11*B*(д*Я+д₁+д₂) = 11*1*(1,4*5+4+1,5) = 137 н/м,

в) вес роликоопор груженой ветви

G_р'*g 82*9,8

q_р' = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 670 н/м,

?' 1,2

где, G_р' - масса роликовой опоры;

?' - расстояние между роликоопорами;

г) вес роликоопор порожней ветви

G_р''*g 40*9,8

q_р'' = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 163 н/м,

?'' 2,4

где, G_р''- масса роликоопоры порожней ветви;

?'' - расстояние между роликоопорами.

2. Сопротивление движению груженой ветви конвейера:

W_r = [(q+q_л+q_р')*cosв*щ+(q+q_л)*sinв]*L;

W_r = [(1025+137+670)*cos3°*0,05+(1025+137)*sin3°]*200 = 29800 H,

где щ - коэффициент ходового сопротивления роликов.

3. Сопротивление движению порожней ветви конвейера:

W_п = [(q_л+q_р'')*cosв*щ-q_л*sinв]*L;

W_п = [(137+163)*cos3° *0,05-137*sin3°]*200 = 1080 H,

3. Наименьшее допустимое натяжение ленты груженой ветви из-за провисания между роликоопорами:

S_min.гр= 8*(q+q_л)*?' = 8*(1025+137)*1,2 = 11155 Н.

5. Тяговое усилие на окружности приводных барабанов:

W₀ = S_наб-S_сб = 82400-15000 = 67400 Н,

где, S_наб - натяжение набегающей ветви ленты;

S_сб - натяжение сбегающей ветви ленты.

Мощность электродвигателей для работы конвейера

W₀* 67400*2,5

N = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = ЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬЬ = 210 кВт,

1000*з 1000*0,95

где, з - К.П.Д привода;

Тогда установленная мощность будет:

N_уст = 1,15*N = 1,15*210 = 241 кВт,

Для транспортирования угля принимаем ленточный конвейер 2 ПТ-120.

Таблица 10.1. Техническая характеристика конвейера 2 ПТ-120

№	Наименование основных параметров и размеров	2 ПТ-120
1	Приёмная способность м³/мин. Не более	16,8
2	Предельные углы установки	12
3	Скорость движения ленты, м/сек	2,5
4	Мощность приводов, кВт	3х200
5	Количество приводов	3
6	Тип ленты	1.2Ш1200-6-ТК-300-6-3.5-Г-1-РБ
7	Ширина ленты, мм	1200
8	Тип роликоопоры верхней и нижней ветви ленты	желобчатая
9	Угол наклона боковых роликов, град.	35
10	Диаметр ролика, мм	159
11	Диаметр приводного барабана, мм	820

Таблица 10.2. Перечень требуемого внутришахтного транспорта

№	Наименование оборудования	Тип, марка оборудования	Количество, шт	Фирма (завод-изготовитель)
Импортное оборудование
1.	Комбайн проходческий	25М3	1	DBT
2.	Самоходный бункер-питатель	7MFB 48	1	DBT
3.	Вагон самоходный	FBR-15	2	DBT
4.	Анкер-установщик	CHDDR	1	FLETCHER
Отечественное оборудование
5.	Вентиляторная установка местного проветривания	ВМЭ-8	2	ОАО «Вентпром»

9.2 Вспомогательный транспорт

9.2.1 Cамоходный вагон FBR-15 Ram-car

Продолжительность операций по транспортированию угля самоходным вагоном

Выработка по которой перемещается вагон, состоит из прямолинейных и криволинейных участков с твердой и мягкой почвой, с мульдами и другими осложняющими факторами, например, движение задним ходом и др. Скорость движения вагона на этих участках различна. В этой связи продолжительность движения вагона между пунктами погрузки и разгрузки определяется выражением:

для груженого вагона

, мин

мин.

для порожнего вагона

, мин.

мин.

где =70,=20,=10 - длина участков, м;

=400, =70, =60 - скорость движения вагона на различных участках выработки, м/мин.;

=1,2 - коэффициент, учитывающий разницу в скорости движения вагона порожняком и с грузом.

Продолжительность операций по загрузке и выгрузке самоходного вагона.

Загрузка вагона горной массой осуществляется работающим по выемке комбайном.

, мин.

мин.

где =1,05- коэффициент, учитывающий дополнительные затраты времени, не совмещенные с выемкой

=15 - масса угля загружаемого в вагон, т

Выгрузка горной массы из вагона осуществляется толкателем вагона

, мин.

мин.

где = 40 т/мин -производительность разгрузки, т/мин.;

По технической характеристике самоходного вагона 'DBT' FBR-15 Ram-car производительность разгрузки 15т за 22сек;

=0,9 - коэффициент готовности разгрузки вагона.

9.2.2 Анкероустановщик 'FLETCHER CHDDR'

Длительность работ по креплению выработок .

Для анкерной крепи время закрепления одного метра выработки равно:

,мин

мин

где - затраты времени на установку 1 единицы крепи, мин;

= 0,84-число верхняков, устанавливаемых на 1 м выработки.

,мин.

мин.

где =2- затраты времени на подготовку анкероустановщика, мин.;

=2,2 - длина шпура под анкер, м;

=6 - средняя скорость бурения, м/мин.;

По технической характеристике анкероустановщика ' FLETCHER CHDDR ' скорость бурения регулируемая от 0 до 11 м/мин;

=5- число шпуров под анкера;

N=2- число бурильных установок, участвующих в процессе;

- затраты времени на установку анкеров, мин.

, мин.

мин.

где =2 - затраты времени на один анкер, мин.;

Шахта «Денисовская» является неопасной по газу метану, поэтому на весь срок службы шахты, как один из наиболее перспективных видов вспомогательного транспорта по доставке грузов и людей, был выбран напочвенный самоходный дизельный транспорт. Данный вид транспорта при увеличении длины транспортирования не требует наращивания рельсовых или монорельсовых путей.

Доставка оборудования и материалов будет производиться напочвенным колёсным транспортом со сменным оборудованием (ковш, погрузчик, лентоукладчик, кабелеукладчик, людская платформа, контейнеровоз, трейлер), фирмы «DBT». Доставка и передвижение людей по горным выработкам будет осуществляться грузопассажирскими шахтными машинами Driftrunner Personel Carrier фирмы «SMV» производства Австралии.

10. Вентиляция

10.1 Краткая характеристика шахты по газу, пыли, суфлярным выделениям метана, выбросам, горным ударам и самовозгоранию угля

Согласно данным геологического отчета пласт К₄ почти целиком расположен в зоне газового выветривания и только на крайнем юге входит в метановую зону (2,8--4,0 м^З/т). Глубина появления метановой зоны определена геологической организацией порядка 220 - 250 м от земной поверхности (горизонт + 440 м).

Горные работы I и III очередей строительства будут вестись в зоне газового выветривания на отметках от + 690 м на северо-западе до + 470 м на юго-востоке. Таким образом, на I и III очереди строительства участок подземных работ будет отнесён к неопасным по газу метану.

Горные работы II очереди будут производиться на отметках от + 600 м на северо-западе до + 415 м на юго-востоке, то есть очистные и подготовительные работы в этот период в юго-восточной части участка будут вестись в пределах метановой зоны.

В этот период участок подземных работ будет отнесён к I категории по газу.

С горизонта +600 м - глубина 200 м (II очередь) пласт отнесен к опасным по горным ударам.

Пласт К₄ не опасен по выбросам угля, газа и породы.

Угольная пыль взрывчатая. Согласно Заключению ВостНИИ №25-16 от 12.03.99 уголь пласта К₄ относится к несклонным к самовозгоранию.

Породы силикозоопасные. Естественная радиоактивность пород и угля низкая - не превышает фоновых значений.

Суфлярные выделения метана не ожидаются.

Исходные данные для расчёта параметров вентиляции шахты приняты (выход летучих, зольность, влажность и природная метанообильность) из геологического отчёта «Геология и запасы Денисовского каменноугольного месторождения» (отчет о геологоразведочных работах на Денисовском месторождении за 1977-82 г.г.), Южно-Якутская геологоразведочная экспедиция, 1982г.

10.2 Способ и схема проветривания участка подземных работ. Количество воздуха, подаваемого для проветривания горных выработок

На основании данных геологических отчетов рассчитаны газообильность, расход воздуха на очистные и подготовительные забои на пусковой комплекс I очереди строительства шахты.

Система проветривания шахты принята единая. Схема проветривания -центральная. Способ проветривания - нагнетательный.

Так как доставка материалов, оборудования и людей в шахте принята дизелевозами на пневмоходу, при выполнении проекта произведен расчет количества воздуха, необходимого для разбавления выхлопных газов.

Расчет количество воздуха, подаваемого для проветривания горных выработок.

Проветривание тупиковых участков выработок предусматривается осуществлять нагнетательным способом с помощью вентиляторов местного проветривания ВМЭ-8. Воздух подаётся в забой по вентиляционному трубопроводу Ш1000 мм. Контроль за количеством воздуха, подаваемого в забой, осуществляется аппаратурой АПТВ. Расчет необходимого количества воздуха представлен ниже.

Количество воздуха, необходимое для проветривания проходческого забоя рассчитывается по следующим критериям:

- по количеству людей;

- по выделению углекислого газа;

- по газам от выхлопов дизельных двигателей;

- по выносу пыли;

- по допустимой скорости движения воздуха.

Количество воздуха по числу людей, находящихся в забое определяется по следующему выражению:

Q_n= n_max* Q_r, м³/мин, (11.1.)

где: Q_r- расход воздуха, приходящийся на одного человека (Q_r= 6 м³/мин);

n_max- максимальное возможное количество людей, одновременно находящихся в забое.

Q_n= 10*7 = 70 м³/мин

Количество воздуха по выделению углекислого газа для призабойного пространства определяется по формуле:

Q_у..г. = 100 * I_з.п./ (С-С_о), (11.2.)

где: Q_у..г. - количество воздуха, которое необходимо подать в призабойное пространство подготовительной выработки, м³/мин.

I_з.п.- ожидаемое выделение СО₂ на призабойном участке выработки, м³/мин.

С - допустимая концентрация газа в исходящей из подготовительной выработки струе, м³/мин.

С_о - концентрация газа СО₂ в струе воздуха, поступающего в подготовительную выработку.

Q_у..г. = 100 * 0,25 / (0,5 - 0,1) = 63 м³/мин

Количество воздуха по выделению углекислого газа для проветривания всей подготовительной выработки определяется по формуле:

Q_у..г. = 100 * Iп.* Кн.п./( С - Со), (11.3.)

где: Q_у..г. - количество воздуха, необходимое для проветривания всей подготовительной выработки, м³/мин;

Iп. - среднее ожидаемое газовыделение в подготовительной выработке, м³/мин;

Кн.п. - коэффициент неравномерности газовыделения в подготовительной выработке.

Q_у..г. = 100 * 0,25 * 1,1 / (0,5 - 0,1) = 69 м³/мин

Количество воздуха по газам от выхлопов дизельных двигателей:

Qдвс= Qдиз*Nдвс, (11.4.)

где: Qдиз - расход воздуха, приходящийся на 1 кВт мощности дизельного двигателя (Qдиз = 6,8 м³/мин);

Nдвс - суммарная мощность всех ДВС, кВт (расчет приводится с учетом нахождения в тупиковой выработке одной наиболее мощной машины).

Qдвс = 6,8*110 = 748 м³/мин

Количество воздуха, необходимое для выноса пыли:

Q_в.п= _мин*S, (11.5.)

где: _мин- минимальная скорость движения воздуха, необходимая для выноса пыли (_мин=0,25 м/с=15 м/мин);

S - площадь сечения выработки, по которой движется воздух (S = 21,2 м²).

Q_в.п= 15*21,2 = 318 м³/мин

Количество воздуха по допустимой скорости движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки:

Q_с.д. = 20 * S * V_min, (11.6.)

где: V_min - минимально допустимая скорость движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки, м/с (зависимости от температуры воздуха);

S - площадь поперечного сечения призабойного пространства подготовительной выработки, принимается без учета сечения вентиляционного трубопровода и оборудования, м².

Q_с.д. = 20*21,2*0,25 = 106 м³/мин

Количество воздуха по средней скорости движения воздуха в выработке:

Q_с.д. = 60 * 21,2 * 0,25 = 320 м³/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания проходческого забоя Q_заб = 750 м³/мин.

Для подачи свежего воздуха в забой принимаем гибкий вентиляционный трубопровод диаметром 1000 мм.

При потерях воздуха в местах соединения звеньев трубопровода (на стыках) коэффициент потерь воздуха определяется по формуле:

Р_пот = (1/3*k*d*L/m*vR + 1)², (11.7.)

где: d - диаметр трубопровода, м;

L - общая длина трубопровода, м;

m - длина звена трубы, м;

k - удельный стыковой коэффициент воздухопроницаемости условного трубопровода диаметром 1 м, который зависит от плотности трубы;

R - аэродинамическое сопротивление трубопровода, с поперечным сечением круг, определяется по формуле:

R = 6,5*б*L/d⁵, (11.8.)

где: б - коэффициент аэродинамического сопротивления вентиляционного трубопровода;

R = 6,5*0,0004*500/1⁵= 1,14

Р_пот = (1/3*0,001*1*500/20*v1,14 + 1)² = 1,12

Дебит вентилятора определяется по формуле:

Q_вмп = Р_пот * Q_заб (11.9.)

Q_вмп = 1,12*750 = 840 м³/мин

Депрессию вентилятора определим по паспортной характеристике.

Количество воздуха, поступающего к всасу ВМП (м³/мин) должно удовлетворять следующим условиям: Qвс > 1,3*Qвмп= 1,3*840 = 1092 м³/мин

Принимаем Qвс = 1100 м³/мин.

Проветривание подготовительных выработок будет производится вентилятором местного проветривания ВМЭ-8. Установленный вентилятор позволяет проветривать выработку протяженностью 1500 м.

Расчет выполнен в соответствии с формулой 2 «Технических требований по безопасной эксплуатации транспортных машин с дизельным приводом в угольных шахтах» (РД05-312-99).

Разбавление выхлопных газов при работе дизелевоза обеспечивается подачей не менее 7,0 м^З/с свежего воздуха в выработки, по которым будет ходить дизелевоз, при применении одной машины EIMCO подача воздуха должна составлять 12,5 м^З/с.

Проектом предусматривается организация бремсберговой схемы проветривания путем подачи свежего воздуха в шахту от нагнетательной вентиляторной установки по наклонному вентиляционному стволу в нижнюю точку шахты (для I очереди на гор.+620 м., для II очереди на гор.+530 м.). Далее свежий воздух по путевому наклонному стволу и путевым (вентиляционным) штрекам подается к потребителям.

Проветривание выемочного участка принято возвратноточным с нисходящим движением воздуха по лаве. Свежий воздух в лаву от путевого наклонного ствола подается по верхнему путевому штреку. Отработанная струя воздуха по конвейерному штреку выдается на наклонный конвейерный ствол и по нему на поверхность.

При возникновении аварийной ситуации (пожара) в лаве не предусматривается реверсия воздушной струи. Для обеспечения запасного выхода людей находящихся ниже пожара по ходу движения струи воздуха, и сокращения времени их движения в задымленной атмосфере предусматривается организация шлюзовых дверей между конвейерным штреком выемочного участка с исходящей струей воздуха и путевым штреком нижележащей лавы, по которому осуществляется подача свежего воздуха к комплексу временного водоотлива. Организация шлюзовых дверей в сбойках предусматривается через 500-1000 метров.

Проветривание комплекса промежуточного водоотлива осуществляется по следующей схеме. Свежий воздух с наклонного путевого стола по путевому штреку нижележащей лавы и фланговому путевому уклону подается в выработки промежуточного водоотлива, откуда по фланговому вентиляционному уклону и магистральному штреку выдается на наклонный конвейерный ствол в общешахтную исходящую струю воздуха.

Проветривание спаренных подготовительных забоев, находящихся в этот период в проходке (а также камер при доработке запасов камерно-столбовой системой разработки) предусматривается вентиляторами местного проветривания ВМЭ-8, устанавливаемыми на свежей струе воздуха. Свежий воздух к вентиляторам местного проветривания подается следующим образом.

К вентиляторам местного проветривания первого подготовительного забоя (конвейерный штрек лавы №2, путевой штрек лавы №3) свежий воздух подается с путевого наклонного ствола по путевому (вентиляционному) штреку лавы №3 до установленных там ВМП. Исходящая струя воздуха из забоя выдается по конвейерному штреку лавы №2 на наклонный конвейерный ствол.

К вентиляторам местного проветривания второго подготовительного забоя (углубка путевого и конвейерного наклонных стволов) свежий воздух подается со сбойки вентиляционного и путевого наклонных стволов вниз по путевому стволу до установленных там ВМП. Исходящая струя воздуха из забоя выдается по проводимому конвейерному стволу через трубчатый кроссинг на действующую часть наклонного конвейерного ствола.

Данные о потребителях воздуха приведены в таблице 11.1.

Таблица 11.1. Данные о потребителях

Требуемый расход, м^З/с	Расчетный расход, м^З/с	Обеспеченность, %	Наименование
13,70	20,80	151,8	Путевой ствол (подача к ВМП П3№2)
14,53	21,00	144,5	Вент, штрек лавы№3 (подача к ВМП П3№1)
12,75	12,90	101,2	Очистной забой

Технические характеристики вентиляторных установок приведены в таблицах 13.2 и 13.3, а аэродинамические характеристики на рисунках 27 и 28.

Расчетный расход воздуха- 147,7 м^З/сек; компрессия - 170 мм. вод. ст.

При максимальном удалении горных работ расчетный расход воздуха составляет - 155,8 м³/сек; компрессия - 180 мм. вод. ст.

10.3 Дегазация

Ввиду отсутствия газа метана при отработке I и III очередей строительства и низкой газоносности пласта при отработке II очереди, а также больших породных междупластий дегазация разрабатываемого пласта и спутников не предусматривается.

10.4 Вентиляторная установка главного проветривания

Вентиляторная установка размещается у устья путевого ствола. Для отработки 1 лавы воздух в шахту подается по путевому стволу, в дальнейшем по вентканалу, сооружаемому на поверхности, воздух подается по вентиляционному стволу. Согласно п. 1.3 «Пособия по проектированию вентиляционных установок», при выборе вентиляторов необходимо предусмотреть резерв по подаче не менее 15% и давлению 10% , следовательно необходим выбор вентилятора с производительностью Q=155,8x1,15=179 м³/сек при депрессии шахтной сети Н=180x1,1=198 мм.вод. ст.

Таблица 11.2. Техническая характеристика ВМЭ-8

Показатели	ВМЭ-8
1	2
Номинальный диаметр вентиляционной трубы, мм	1000
Максимальная площадь сечения проветриваемой выработки, м²	20
Максимальная длина проветривания выработок при работе одного вентилятора, м	3500
Номинальный диаметр присоединительных патрубков, мм	1000
Производительность, м³/с	15
Максимальный полный КПД, %	77
Частота вращения, 1/мин	1500
Полное давление, Па	4200
Мощность электропривода, кВт	110
Масса комплекта, кг	2000
Габариты (ВхШ), мм	1300х1100

При требуемых параметрах вентиляционной сети наиболее оптимальным решением является одиночная работа вентилятора, т. е. строительство вентиляторной установки с двумя осевыми вентиляторами (1 рабочий + 1 резервный) типа ВОД-30 по традиционной классической схеме, обеспечивающий необходимый режим проветривания шахты по всем периодам эксплуатации с высоким КПД.

Таблица 11.3. Техническая характеристика осевого вентилятора ВОД-30

Показатели	ВМЭ-2-10
1	2
Дитаметр рабочего колеса, мм	3000
Подача, м³/с: - номинальная - в рабочей зоне	145 60-270
Давление, статистическое, МПа: - номинальное - в рабочей зоне	345 120-420
КПД максимальный	0,82
Мощность приводного электродвигателя, кВт	1200
Напряжение, В	6000/10000
Частота вращения, мин^-1	600
Габаритные размеры вентилятора с диффузором, мм: - длина - ширина - высота	19100 4500 4550
Масса вентилятора без КСРП, без электрооборудования, кг	32000
Масса вентилятора с КСРП, с электрооборудованием, кг	56500

11. Электроснабжение

По надежности электроснабжения шахта «Денисовская» с обогатительной фабрикой имеют потребителей I категории - 25%, II категории - 20% и III категории - 55%.

Электроснабжение горнообогатительного комплекса намечается осуществить в два этапа: 1 этап - временное электроснабжение на период строительства предприятия, 2 этап - постоянное электроснабжение на период эксплуатации предприятия.

На 1 этапе с учетом существующей схемы электроснабжения предприятия на начало строительства приняты следующие технические решения:

1. Электроснабжение предусматривается выполнить на напряжении 6 кВ от ПС 110/6 кВ «Денисовская №52» на которой дополнительно к существующему трансформатору мощностью 10 мВА устанавливается второй трансформатор 10 мВА для питания потребителей I категории, выполняется заход второй цепи ВЛ-110 кВ «НГРЭС-ЧТЭЦ», оборудуется ячейка второго ввода 110 кВ и устанавливаются дополнительные ячейки РУ-6 кВ.

2. От ПС 110/6 кВ «Денисовская №52» предусматривается строительство временных ВЛ-6 кВ до площадки основных стволов и площадки фланговых стволов.

На 2 этапе для постоянного электроснабжения предприятия приняты следующие технические решения:

1. Электроснабжение намечается выполнить от вновь сооружаемой подстанции 110/6/6,3 кВ (2x16 мВА) «Дежневская», которая располагается в центре нагрузок на основной промплощадке шахты и включает в себя комплектное ОРУ-110 кВ, силовые трансформаторы 110/6/6,3 кВ, ЗРУ-6 и 6,3 кВ, совмещенное с ОПУ.

2. Питание подстанции 110/6/6,3 кВ «Дежневская» предусматривается двумя отпайками по 4,5 км от ВЛ-10 кВ «НГРЭС-ЧТЭЦ» (Л 114,115).

3. От РУ-6 кВ ПС 110/6/6,3 кВ «Дежневская» по кабельным линиям 6кВ запитываются подстанции 6/0,4 кВ основной промплощадки шахты.

4. Подземные потребители шахты запитываются от РУ-6,3 кВ ПС 110/6/6,3 кВ «Дежневская» по кабельным линиям.

5. Для питания флангового водоотлива предусматривается ПС 6/6,3 кВ с разделительными трансформаторами 2x4000 кВА, которая запитывается по двум ВЛ-6 кВ от ПС 110/6/63 кВ «Дежневская».

12. Охрана труда и окружающей среды

Правила безопасности в угольных шахтах.

1. Настоящие Правила безопасности в угольных шахтах (далее Правила) разработаны в соответствии с Федеральным законом 'О промышленной безопасности опасных производственных объектов' от 21.07.97 N 116-ФЗ (Собрание законодательства Российской Федерации, 1997, N 30, ст.3588) и Положением о Федеральном горном и промышленном надзоре России, утвержденным постановлением Правительства Российской Федерации от 3.12.2001 N 841 (Собрание законодательства Российской Федерации, 2001, N 50, ст.4742).

2. Правила распространяются на все организации, осуществляющие свою деятельность на угольных шахтах, независимо от их организационных правовых форм и форм собственности и обязательны для всех инженерно-технических работников, занимающихся проектированием, строительством и эксплуатацией угольных шахт, конструированием, изготовлением, монтажом, эксплуатацией и ремонтом технических устройств, надзорных и контролирующих органов, аварийно-спасательных служб, а также лиц сторонних организаций, чья работа связана с посещением шахт.

3. Рабочие и служащие обязаны соблюдать инструкции по охране труда, разработанные на основании требований настоящих Правил и устанавливающие правила выполнения работ, безопасной эксплуатации оборудования и поведения в горных выработках, производственных помещениях и на строительных площадках шахты.

4. Шахта является опасным производственным объектом и подлежит регистрации в государственном реестре опасных производственных объектов в порядке, предусмотренном 'ее о регистрации объектов в государственном реестре опасных производственных объектов и ведении государственного реестра', утвержденным постановлением Госгортехнадзора России от 03.06.1999 N 39, зарегистрированным Минюстом России 05.07.1999 N 1822.

5. Организации, выполняющие виды деятельности, для осуществления которых требуются лицензия, оформляют ее в порядке, установленном законодательством Российской Федерации.

6. Одним из обязательных условий принятия решения о начале строительства, расширения, реконструкции, технического перевооружения, консервации и ликвидации шахты является наличие положительного заключения экспертизы промышленной безопасности проектной документации, утвержденного Госгортехнадзором России или его территориальным органом.

7. Отклонения от проектной документации не допускаются. Изменения, вносимые в проектную документацию, подлежат экспертизе промышленной безопасности в установленном Госгортехнадзором России порядке.

8. На действующих шахтах прием в эксплуатацию опасных производственных объектов, а также при внедрении новой технологии и технических устройств, производится комиссией в установленном на шахте порядке.

В процессе приемки в эксплуатацию опасного производственного объекта, а также при внедрении новых технологий и технических устройств проверяются их соответствие проектной документации, готовность шахты к эксплуатации опасного производственного объекта, внедрению новой технологии или технических устройств и к действиям по локализации и ликвидации последствий аварийных ситуаций.

9. На шахте должны быть разработаны и утверждены ее владельцами положения о системе управления охраной труда и промышленной безопасностью, а также о нарядной системе допуска работников эксплуатирующих организаций к производству горных работ.

10. Организации, занятые подземной разработкой полезных ископаемых, обязаны организовать и осуществлять производственный контроль за соблюдением требований промышленной безопасности, являющийся составной частью системы управления промышленной безопасности, в соответствии с требованиями 'Правил организации и осуществления производственного контроля за соблюдением требований промышленной безопасности на опасном производственном объекте', утвержденных постановлением Правительства Российской Федерации от 10.03.99 N 263 (Собрание законодательства Российской Федерации. 1999. N 11. Ст.1305).

Ответственность за организацию и осуществление производственного контроля несет владелец эксплуатирующей организации и лица, на которых возложены такие обязанности в соответствии с законодательством Российской Федерации.

11. На шахте должен быть организован участок аэрологической безопасности в установленном Госгортехнадзором России порядке.

12. Организация, эксплуатирующая опасный производственный объект, обязана:

обеспечивать укомплектованность штата работников в соответствии с установленными требованиями;

допускать к работе лиц, удовлетворяющих соответствующим квалификационным требованиям и не имеющих медицинских противопоказаний к указанной работе;

обеспечивать проведение подготовки и аттестации работников в области промышленной безопасности;

иметь нормативные правовые акты и нормативные технические документы, устанавливающие правила ведения работ на опасном производственном объекте;

обеспечивать наличие и функционирование необходимых приборов и систем контроля производственными процессами в соответствии с установленными требованиями;

обеспечивать проведение экспертизы промышленной безопасности зданий, а также проводить диагностику, испытания, освидетельствование сооружений и технических устройств, в установленном Госгортехнадзоре России порядке;

предотвращать проникновение на опасный производственный объект посторонних лиц;

обеспечивать выполнение требований промышленной безопасности к хранению опасных веществ;

заключать договор страхования риска ответственности за причинение вреда при эксплуатации опасного производственного объекта;

своевременно информировать Госгортехнадзор России и его территориальные органы об аварийных ситуациях, причинах их возникновения и принятых мерах.

13. Отклонения от проектной документации в процессе строительства, эксплуатации, консервации и ликвидации объекта открытых горных работ не допускаются. Изменения, вносимые в проектную документацию, подлежат экспертизе промышленной безопасности и согласованию с Госгортехнадзором России.

14. Взрывные работы на объектах открытых горных работ производятся с соблюдением 'Единых правил безопасности при взрывных работах', утвержденных постановлением Госгортехнадзора России от 30.01.01 N 3 и зарегистрированных Минюстом России 07.06.01 N 2743.

15. Рабочие места и производственные процессы должны отвечать требованиям настоящих Правил.

16. На каждой единице горно-транспортного оборудования должен находиться 'Журнал приема и сдачи смен', порядок ведения которой определяется организацией эксплуатирующей объект горных работ. Правильность ведения журнала должна систематически проверяться техническими руководителями смены (горным мастером, начальником участка или его заместителем), специалистами организации при посещениях ими рабочих мест.

Каждое рабочее место в течение смены должен осматривать горный мастер, а в течение суток - начальник участка или его заместитель, которые обязаны не допускать производство работ при наличии нарушений правил безопасности.

17. Для всех поступающих на работу лиц, а также для лиц, переводимых на другую работу, обязательно проведение инструктажа по безопасности труда, обучение безопасным методам и приемам выполнения работ, оказания первой помощи пострадавшим.

18. Руководители и специалисты организаций, осуществляющих деятельность по разработке угольных месторождений подземным способом, должны иметь соответствующее образование, обязаны проходить обучение и аттестацию в соответствии с 'Положением о порядке подготовки и аттестации работников организаций, осуществляющих деятельность в области промышленной безопасности опасных производственных объектов, подконтрольных Госгортехнадзору России' (утвержденным постановлением Госгортехнадзора России от 30.04.02 N 21 и зарегистрированым в Минюсте России от 31.05.02 N 3489).

19. К техническому руководству горными и взрывными работами на шахте допускаются лица, имеющие высшее или среднее горнотехническое образование в соответствии с Положением о порядке предоставления права руководства горными и взрывными работами в организациях и на объектах, подконтрольных Госгортехнадзору России (утвержденным постановлением Госгортехнадзора России от 19.11.97 N 43 и зарегистрированным Минюстом от 18.03.98 N 1487).

20. Рабочие, занятые на горных работах, должны иметь профессиональное образование, соответствующее профилю выполняемых работ, должны быть обучены безопасным приемам работы, знать сигналы аварийного оповещения, правила поведения при авариях, места расположения средств спасения и уметь пользоваться ими. Иметь инструкции по безопасному ведению технологических процессов, безопасному обслуживанию и эксплуатации машин и механизмов. Рабочие не реже чем каждые шесть месяцев должны проходить повторный инструктаж по безопасности труда и не реже одного раза в год - проверку знания инструкций по профессиям. Результаты проверки оформляются протоколом с записью в журнал инструктажа и личную карточку рабочего.

21. Рабочие, занятые на работах, выполнение которых предусматривает совмещение профессий, должны быть обучены безопасности труда и проинструктированы по всем видам совмещаемых работ.

22. При изменении характера работы, а также после несчастных случаев, аварий или грубых нарушений Правил безопасности проводится внеплановый инструктаж.

Лица, не состоящие в штате шахты, но имеющие необходимость в ее посещении для выполнения производственных заданий, должны быть проинструктированы по мерам безопасности и обеспечены индивидуальными средствами защиты.

23. Руководитель организации, эксплуатирующий шахту, обязан обеспечить безопасные условия труда, организацию разработки защитных мероприятий, на основе оценки опасности на каждом рабочем месте и объекте в целом.

24. Задание на производство работ должно оформляться в письменном виде. Работнику запрещается самовольно выполнять работы, не относящиеся к его обязанностям.

Запрещается направление на работы в места, имеющие нарушения правил безопасности.

25. На производство работ, к которым предъявляются повышенные требования безопасности, должны выдаваться письменные наряды-допуски.

Нарядом-допуском оформляется также допуск на территорию объекта для выполнения работ персонала сторонней организации. В нем должны быть указаны опасные факторы, определены границы участка или объекта, где допускаемая организация выполняет работы и несет ответственность за их безопасное производство.

26. Каждый работающий до начала работы должен удостовериться в безопасном состоянии своего рабочего места, проверить наличие и исправность предохранительных устройств, защитных средств, инструмента, механизмов и приспособлений, требующихся для работы.

При обнаружении нарушений требований безопасности работник должен, не приступая к работе, сообщить об этом горному мастеру, начальнику участка, заместителю начальника участка (далее - техническому руководителю смены).

27. Приведение действующих шахт (объектов) в соответствие с требованиями настоящих Правил осуществляется руководством организации в сроки, согласованные с территориальными органами Госгортехнадзора России.

До приведения действующих шахт в соответствие с требованиями настоящих Правил должны быть разработаны и согласованы с территориальными органами Госгортехнадзора России дополнительные мероприятия, обеспечивающие их безопасную эксплуатацию.

Горное предприятие представляет собой комплексный источник воздействия на окружающую среду и характеризуется разнообразием характера воздействия и состава загрязняющих веществ.

Воздействие горного производства на атмосферу, гидросферу и верхнюю часть литосферы приводят к их загрязнению и истощению ресурсов. Поэтому, при производстве горных работ осуществляют природоохранную деятельность. Природоохранная деятельность - это совокупность научно обоснованных организационно-технических мероприятий, реализация которых обеспечивает достижения установленных экологических норм в процессе ведения горных работ.

Технологические процессы разработки месторождений сопровождаются образованием значительного количества пылегазовых выбросов, содержащих вредные компоненты (пыль, сажа, оксиды железа и углерода, диоксид серы и др.) и загрязняющих атмосферу прилегающих территорий.

Загрязнение экосистемы при добыче полезных ископаемых имеет место при производственных процессах и при эксплуатации производственных объектов промплощадки.

Основные технические решения по охране отдельных компонентов экосистемы:

1. Охрана водных ресурсов

- сбор сточных вод в водосборники;

- вторичное использование вод после очистки;

- ограждение естественных водоемов от сточных вод и горных работ.

2. Охрана атмосферного воздуха

- использование технологических процессов с низким пылегазообразованием;

- снижение выделения вредных выбросов в атмосферу при производстве горных работ;

- предотвращение самовозгорания и пыления породных отвалов;

- предупреждение и предотвращение пожаров.

3. Охрана земель

- сокращение объемов нарушаемых земель;

- ускорение темпов рекультивационных работ;

- разработка мероприятий, исключающих отрицательное воздействие горных работ на прилегающие территории.

4. Охрана недр

- снижение потерь полезного ископаемого при добыче;

- извлечение полезного ископаемого из разубоженной горной массы;

- селективная выемка и использование сопутствующего минерального сырья.

Для обеспечения необходимой степени очистки поверхностных вод и вод откачиваемых из горных выработок и складирования твердого осадка предусматривается строительство пруда-отстойника, размеры которого обеспечат одновременно и задержание нефтепродуктов.

Предусматриваются следующие мероприятия при сооружении пруда-отстойника:

1. выполнение напорного откоса плотины и ложа пруда-отстойника из слабо проницаемых грунтов;

2. гидронаблюдательная сеть из наблюдательных скважин для наблюдения за режимом и качеством грунтовых и подземных вод:

- при помощи наблюдательных скважин ведется изучение условий формирования и прогноз развития пьезометрических воронок при эксплуатации пруда-отстойника;

- оценка изменения ресурсов и режима подземных вод под влиянием технологического воздействия пруда-отстойника на прилегающую территорию к нему;

- оценка системы взаимосвязи водоносных горизонтов между собой и с поверхностными водами;

- изучение условий формирования депрессионной кривой в теле плотины пруда-отстойника и прогноз развития ее во времени;

- уточнение исходных данных для разработки мероприятий по сокращению отрицательного влияния пруда-отстойника на геологическую среду;

- изучение химизма подземных вод из пруда-отстойника в процессе его эксплуатации.

Размещение наблюдательных скважин намечается осуществить по створам в направлении движения подземных вод с таким расчетом, чтобы можно было:

1. осуществить контроль за развитием воронки депрессии;

2. оценить гидравлическую взаимосвязь подземных и поверхностных вод и ее изменения во времени.

При создании сети гидрорежимных скважин намечаются следующие виды работ:

- сооружение гидронаблюдательных скважин;

- проведение откачек;

- проведение режимных наблюдений;

- периодическое восстановление скважин режимной сети.

Для уменьшения газовыделения, необходимо применять дизельное оборудование, оснащенное нейтрализаторами выхлопных газов.

Для предотвращения загрязнения поверхности промышленными отходами предусматривается на каждой машине (экскаватор, автосамосвал, бульдозер, погрузчик) установить по металлическому ящику для временного хранения использованных обтирочных материалов, с последующим вывозом их на специальные предприятия для переработки или в специально отведенные места.

Для предотвращения загрязнения топливом и ГСМ, заправку оборудования этими материалами необходимо производить осторожно, не допуская разлива.

Все источники загрязнения атмосферы подразделяются на периодические и непрерывно действующие. Источники выделения вредных примесей могут быть точечными, линейными и равномерно распределенными.

Превышение суммарных годовых выбросов твёрдых частиц над планируемой нормой выбросов требует применения мер по пылеулавливанию. Наиболее дешёвым способом в летний период является орошение пылевого облака водовоздушной смесью с помощью вентиляционно-оросительной установки. Зимой же снежный покров уменьшит пылевыделение до требуемой интенсивности.

Загрязнение окружающей среды при горном производстве приводит к возникновению двух видов затрат в народном хозяйстве:

- на предупреждения воздействия загрязнения среды;

- вызываемых воздействием на окружающую среду и устранение последствий загрязнения среды.

13. Шахтный водоотлив

13.1 Общие сведения

Гидрогеологические условия в геологическом отчете представлены в целом по месторождению для всех пластов кабактинской и дурайской свит, а в проекте предусматриваемся отработка только пласта К₄. В связи с этим целесообразно в процессе строительства шахты и ее эксплуатации систематически уточнять гидрогеологические условия отработки запасов угля подземным способом.

Согласно прогнозу приток подземных вод в шахту при отработке запасов верхней и средней части пласта составит 250 м³/час, с возможным кратковременным увеличением до 500 м³/час, за счет дождей, снеготаяния и из интенсивно трещиноватых зон.

При переходе на отработку запасов угля в нижней части пласта ожидается приток воды ориентировочно 700 м³/час, с возможным кратковременным увеличением до 1800 м³/час.

Незначительное содержание свободной углекислоты указывает на отсутствие агрессии. По химическому составу подземные воды пригодны для хозяйственно-питьевых целей.

При проходке горных выработок, несмотря на проведение предварительного водопонижения путем откачки воды из водоносных горизонтов водопонижающими скважинами, будут иметь место остаточные притоки воды через кровлю выработок. Эти водопритоки формируются за счет остаточных напоров воды в промежутках между водопонижающими скважинами (остаточные «столбы»). Частично остаточные «столбы» дренируются восстающими дренажными скважинами, частично разгружаются через кровлю выработки, но во всех случаях эта вода попадает в горную выработку. Так как выработки проходятся сверху - вниз, возникает задача отвода воды из забоя выработки. Эта задача решается с помощью проходческого водоотлива с перекачкой воды из забоя к перекачной насосной станции, располагаемой в одной из сбоек между уклонами. В связи с тем, что перекачные насосы не обладают достаточным напором для выдачи воды на поверхность, принята схема двойной перекачки.

Для уменьшения материалоемкости проходческих работ, для отвода воды из перекачных насосных станций принято решение об использовании одного из трех водоводов главного водоотлива.

13.2 Насосная камера водоотлива

Водоотливная установка комплекса временного водоотлива (1 очередь) оборудуется пятью насосными агрегатами ЦНС 300Ч360 производительностью по 300 м³/ч с электроприводом мощностью по 500 кВт, 6 кВ, 1500 об/мин с выдачей воды на поверхность по наклонному стволу, где монтируется три линии диаметром труб 350 мм, одна из которых рабочая, две резервные. При увеличении притока до 500 м³/час в работе находятся два насоса, два в резерве, один ремонтный.

При достижении забоями вентиляционного и конвейерного уклонов границы шахтного поля (это место является также и наиболее низкой точкой) производится устройство выработок главной насосной станции (рисунок 3).

Главная водоотливная установка (2 очередь) оборудуется семью насосными агрегатами ЦНС 500Ч480 производительностью по 500 м³/ч с электроприводом мощностью по 1000 кВт, 6 кВ, 1500 об/мин с выдачей воды на поверхность по наклонному стволу, где монтируется три линии диаметром труб 350 мм, две из которых рабочие, одна резервная. При увеличении притока до 1800 м³/час в работе находятся четыре насоса, два в резерве, один ремонтный.

Два насоса работают параллельно на один трубопровод, что возможно при применении однотипных насосов.

Подвод воды к водосборникам водоотлива осуществляется по водораспределительной выработке, которая проходится с уклоном 0,005 по границе барьерного целика вдоль руч. Дежневка. Длина водораспределительной выработки 189м.

Два водосборника из парных выработок проходятся из водораспределительной выработки через короткие уклоны, которые имеют угол наклона 12є. Далее водосборники проходятся под уклон к коллектору. Перед коллектором парные выработки сводятся в одну, и каждый водосборник сбивается с коллектором. Через эти сбойки проходится и сам коллектор. Остальные выработки водоотливного комплекса проходятся из конвейерного уклона.

Камера электроподстанции и камера управления заслонками коллектора проходится непосредственно из конвейерного уклона. Камера управления сбивается с насосной наклонным лестничным ходком под углом 40є, а камера электроподстанции сбивается с трубным ходком с помощью наклонного кабельного ходка. Оба наклонных ходка оборудуются ходовыми отделениями с лестницами.

Для управления заслонками коллектор сбивается с камерой управления короткими вертикальными шурфами.

Вентиляция выработок водоотливного комплекса осуществляется за счет общешахтной депрессии. Свежий воздух через кроссинг попадает в электроподстанцию, камеру управления заслонками и по лестничному ходку входит в насосную камеру, откуда по трубному ходку попадает на исходящую струю в конвейерном уклоне. Для возможности проветривания водосборников предусмотрены два коротких шурфа с выводом вентиляционной струи в камеру управления заслонками.

Общий объем выработок водоотливного комплекса (в проходке) составляет 16244 м³. Выработки в основном проходятся в подугольной пачке. Насосная камера с водоприемниками, коллектор, водосборники и электроподстанция закреплены бетонной крепью. Остальные выработки закреплены: кровля - сталеполимерной анкерной крепью с подхватами ПМШ8-4,5 с решетчатой затяжкой, бока - анкерной крепью ШК-1М с решетчатой затяжкой 3Р-2,6.

13.3 Водопонижающие скважины

Назначение насосных установок на водопонижающих скважинах - откачка воды из скважин для снижения и поддержания их уровня на проектной отметке за счет создания депрессионной воронки (рисунок 25, 26).

Общее количество насосных установок (водопонижающих скважин) 11 штук на первоочередном участке. Расчетная производительность каждой скважины составит в среднем 100 м³/ч. Необходимое снижение уровня воды в скважине - 140-180м. С учетом притока и требуемого уровня снижения, все водопонижающие скважины оборудуются центробежными скважинными электронасосными агрегатами марки U8 100Z/18 + М9/115.00/2 фирмы «RITZ» (ФРГ) с номинальной подачей в рабочей зоне характеристики 70-120-170 м³/ч и напором (соответственно) 260-200-170 м. Электронасосы комплектуются погружными асинхронными электродвигателями марки М9/115. 00/2 мощностью 115 кВт, напряжением 380 В, частотой вращения 2905 мин^-1. Водоподъемные ставы - из стальных труб Ш 168Ч7Д ГОСТ 632-80. Замер подачи насосной установки предусматривается производить дифманометром - расходомером ДСП-160 М, в качестве резервного способа замера на каждой скважине предусмотрен объемный способ при помощи мерной емкости.

Запорно-регулирующая арматура, КИР и электрооборудование предусматривается размещать в наземном павильоне в непосредственной близости от устья скважины.

Расчетная средняя подача насосной установки соответствует дебиту скважины и составляет 100 м³/ч.

14. Экономика и управление производством

14.1 Экономика горного производства

В данном разделе рассчитаны калькуляции себестоимости подготовительных работ и калькуляция производственных затрат на добычу полезного ископаемого по элементам затрат.

На основе полученных данных произведены расчеты основных технико-экономических показателей шахты исходя из сложившихся в настоящий период цен на уголь, оборудование, ставок заработной платы.

Таблица 16.1. Сводная смета капитальных вложений на строительство горнодобывающего предприятия подземным способом

№п.п	Наименование затрат	Сумма затрат, тыс. руб.	Затраты на 1т готовой продукции
ЧАСТЬ I
1.	Затраты на горно-капитальные работы	11994425,00 11994,4	3,88
2.	Затраты на промышленные здания и сооружения.	32 959,0	10,65
3.	Затраты на приобретение и монтаж оборудования	2 072 815,5	670
4.	Затраты на приспособления, инструменты и производственный инвентарь (1% от 3)	20 728,2	6,70
5.	Прочие работы и затраты(1% от ?1,2,3)	21 177,7	6,85
	Итого по I части	2 159 674	698,08
ЧАСТЬ II
1.	Проектные и изыскательские работы	150000	48,48
	Итого по II части	150000	48,48
ЧАСТЬ III
1.	Строительство обогатительной фабрики	1887570	610,12
	Итого по III части	1887570	610,12
	Всего по I, II и III частям	4197245	1 356,69
	Непредвиденные работы и затраты	41973	13,57
	Всего по смете	4239217	1 370,25

Таблица 16.2. Затраты на горно-капитальные работы

№п.п	Наименование горных выработок и транспортных коммуникаций	Единицы измерения	Объём работ	Стоимость единицы, руб.	Общая стоимость, тыс. руб.
1.	Строительство вскрывающих горных выработок	м³	62858	31	1949
2.	Строительство подготовительных горных выработок I очереди строительства	м³	344500	26	8957
3.	Прочие выработки	м³	12079	45	544
4.	Неучтенные (5%)	м³	20972	26	545
	ИТОГО				11995

Таблица 16.3. Затраты на промышленные здания и сооружения

№п.п	Наименование зданий и сооружений	Площадь, м²	Стоимость единицы, руб.	Общая стоимость, тыс. руб.
1.	Здание административно-бытового комбината	1268,15	10000,00	12682
2.	Здание автомобильно-бульдозерно-тракторного парка	300	6000,00	1800
3.	Здания для материального склада	1500	2000,00	3000
4.	Здание для гаража	190	6000,00	1140
6.	Здание для главной понизительной трансформаторной подстанции	60	6000,00	360
7.	Другие здания и сооружения	6500	2000,00	13000
8.	Неучтённые здания и сооружения до 5%	488,74	2000,00	978
	Всего:	10306,89		32959

Таблица 16.4. Затраты на приобретение оборудования

№ п.п	Наименование оборудования	Кол-во единиц	Стоимость единицы, тыс. руб Цена руб. + доп. затраты на доставку, монтаж.(10%)	Общая стоимость всего оборудования, тыс. руб.
1.	Автокран КАТО	1	11000	11000
2.	Погрузчик колесный	1	3300	3300
3.	Буровой станок СБШ-320	1	65000	65000
4.	КамАЗ +ППР	1	1200	1200
5.	Бульдозер Т-35.01	1	7500	7500
6.	Автогрейдер ДЗ-122-К7	1	2000	2000
7.	ПАЗ-685	3	750	2250
10.	УАЗ-469	2	370	740
11.	ГАЗ-3110	2	286	572
12.	П-220	3	8087	24263
14.	АВМ-20	1	101530	101531
15.	JOY 10SC32-48С-5	2	17693	35388
16.	КУЗБАСС 500Ю	1	28000	28000
17.	МКЮ.4У-22/40 (200м)	1	511365	511365
18.	КСПЮ	6	1280	7680
19.	КСЮ 381.38Л	1	67862	67863
20.	ПС.281	1	19800	19800
21.	STAMLER	1	303	303
22.	2СР-70М	6	1100	6600
23.	2ПТ-120	4	23000	92000
24.	EIMCO 130HD LHD FLAMEPROOF	2	25862	51725
25.	Driftrunner Personel Carrier	2	5824	11649
26.	ЗИФШ6-5М	5	320	1600
27.	RAMBOR	6	230	1380
28.	Прочее оборудование (5%)			52735
29.	Оборудование ОФ		965370	965370
	ИТОГО			2072815

Полная себестоимость полезного ископаемого

Себестоимость - это есть эксплуатационные затраты на производство и реализацию единицы продукции. Себестоимость может калькулироваться по элементам и по статьям. В данном дипломном проекте себестоимость определяется по элементам:

- Материалы

- Расход на оплату труда

- Единый социальный налог

- Амортизация

- Топливо и электроэнергия

- Прочие

Таблица 16.5. Материальные затраты С₁

№ п.п	Наименование материалов	Норма расход руб/т	Количество потребляемого материала, % от общего объема	Затраты на потребляемые материала, от общего объема	Сумма, тыс. руб.
			постоянные	переменные	постоянные, тыс. руб.	переменные, т/руб.
1.	Вспомогательные материалы	86,47	47	53	131923	45830	214014
2.	ГСМ	3,70	100	0	12004		9157
3.	Услуги производственного характера	15,19	100	0	49310		37595
	ИТОГО						260766
	Неучтённые материалы						7823
	Всего						268589

Затраты на отопление имеющихся зданий С₂ принимаются в размере 0,3% от суммы всех эксплуатационных затрат составляют 805 766 руб.

Затраты на электроэнергию С₃

Затраты на электроэнергию, получаемую от энергосистемы определяется по двухставочному тарифу. Основная плата предусматривает месячную плату за 1 кВт, заявленной предприятием мощности. Дополнительная плата предусматривает оплату за потребляемую электроэнергию.

Общая сумма затрат на электроэнергию определяется по формуле:

(16.2)

где: а - основная плата за 1кВт заявленной мощности (2,034 руб. за 1кВт/час)

Р - заявленная мощность, кВт;

d - дополнительный тариф за 1 кВт/ч потребляемой электроэнергии (2,034 руб. за 1кВт/час);

W - количество потребляемой электроэнергии за месяц, кВт.

Заявленную мощность определяем по формуле:

(16.3)

где: N_уст- установленная мощность двигателя;

К_м- коэффициент использования мощности (0,6).

Количество потребляемой электроэнергии определяем по формуле:

(16.4)

где: К_и- коэффициент, учитывающий потери электроэнергии в сети, использования двигателя по времени и по мощности (0,7).

Т_пл - месячный фонд времени работы оборудования.

Таблица 16.6. Расчёты затрат на электроэнергию

Потребитель	Количество		Коэф. исп. мощ.	Заявл.мощн. кВт.	Оплата, руб.	Месячный фонд времени работы	Месячный расход. кВт	Оплата за эл.эн. руб.	Затраты, тыс. руб. за год
		Ед.	Общ				Дн	Час.
П-220	3	250	750	0,5	375	762	30	720	549180	1117032	13404385
АБМ -20	1	492	492	0,5	246	500	30	720	360262	732773	8793277
КУЗБАСС-500Ю	1	605	605	0,5	302,5	615	30	720	443005	901073	10812871
JOY 10SC32-48С-5	2	210	420	0,5	210	427	30	720	307541	625538	7506456
Буровой станок СБШ-320	1	712	712	0,5	366	744	30	720	536000	1090223	13082680
КСЮ 381.38Л	1	400	400	0,5	200	406	30	720	292896	595750	7149006
ПС.281	1	250	250	0,5	125	254	30	720	183060	372344	4468128
STAMLER	1	100	100	0,5	50	101	30	720	73224	148938	1787251
2СР-70М	4	300	1200	0,5	600	1220	30	720	878688	1787251	21447017
2ПТ-120	4	750	3000	0,5	1500	3051	30	720	2196720	4468128	53617542
ЗИФШ6-5М	4	70	280	0,5	140	284	30	720	205027	417025	5004304
ВОД-30	1	1200	1200	1,0	1200	2440	30	720	1757376	3574503	42894033
ВМЭ-2-10	4	110	440	1,0	440	894	30	720	644371	1310651	15727812
Водопонижение		2500	2500	1,0	2500	5085	30	720	3661200	7446881	89362570
Поверхность		7000	7000	0,3	2100	4271	30	720	3075408	6255380	75064558
Неучтенные (5%)											18506094
ИТОГО											388627985

Затраты на оплату труда С₄

Систему оплаты труда принимаем повременно-премиальную, где за основу взята единая тарифная сетка (ЕТС), в том числе положения о надбавках, доплатах и премировании.

Таблица 16.7. Штатное расписание рабочих С^*₄

Профессия	Разряд	Количество человек	Зарплата, месячная, руб.	Годовой фонд оплаты труда. тыс. руб.
машинист бурового станка СБШ-320	6	7	13000	1092
пом. машиниста бурового станка СБШ-320	5	7	11000	924
машинист комбайна	5	33	30000	11880
пом.машиниста комбайна	4	5	27000	1620
машинист подземных установок	3	19	13000	2964
проходчик	5	99	23000	27324
ГРОЗ	5	19	28000	6384
ГРП	3	54	13000	8424
эл.слесарь	5	87	17000	17748
слесарь автоматики	5	5	15000	900
слесарь связи	5	4	15000	720
машинист подземных самоходных машин	4	14	22000	3696
машинист ПДМ	5	14	28000	4704
слесарь	4	20	15000	3600
машинист насосных установок	4	19	11000	2508
водитель автосамосвала КамАЗ	6	2	16000	384
водитель ПАЗ-685	5	16	13000	2496
водитель УАЗ-469	6	4	13000	624
водитель ГАЗ-3110	6	4	14000	672
машинист бульдозера Т-35.01	6	2	16000	384
машинист грейдера ДЗ-122-К7	7	2	14000	336
наладчик	6	8	9800	941
токарь	6	4	9000	432
сварщик	6	5	8000	480
Рабочие АБК		26	5000	1560
ИТОГО				102796

Таблица 16.8. Штатное расписание руководителей и специалистов С₄

Должность	Количество человек	Зарплата, месячная, руб.	Годовой фонд оплаты труда. тыс. руб
директор	1	150000	1800
зам. директора по производству	1	80000	960
главный бухгалтер	1	50000	600
главный инженер	1	70000	840
главный энергетик	1	40000	480
главный маркшейдер	1	35000	420
главный геолог	1	34000	408
главный механик	1	60000	720
главный инженер по ТБ	1	30000	360
зам. главного инженера по ТБ	1	25000	300
начальник УПР	1	40000	480
зам. начальника УПР	1	35000	420
пом. начальника УПР	1	30000	360
начальник УДР	1	60000	720
зам. начальника УДР	1	55000	660
пом. начальника УДР	1	50000	600
начальник УШП	1	30000	360
зам. начальника УШП	1	25000	300
пом. начальника УШП	1	22000	264
начальник МДУ	1	40000	480
зам. начальника МДУ	1	35000	420
пом. начальника МДУ	1	32000	384
начальник ВШТ	1	40000	480
зам. начальника ВШТ	1	35000	420
пом. начальника ВШТ	1	32000	384
начальник ВТБ	1	30000	360
зам. начальника ВТБ	1	27000	324
пом. начальника ВТБ	1	25000	300
начальник ЭМС	1	30000	360
зам. начальника ЭМС	1	27000	324
пом. начальника ЭМС	1	25000	300
начальник ВГС	1	30000	360
зам. начальника ВГС	1	27000	324
начальник Водопонижения	1	27000	324
зам. начальника Водопонижения	1	25000	300
пом. начальника Водопонижения	1	23000	276
начальник смены	5	50000	3000
экономист	2	35000	840
маркшейдер	4	30000	1440
механик	16	30000	5760
горный мастер	44	28000	14784
горный диспетчер	5	40000	2400
бухгалтера	4	25000	1200
служащие	17	15000	3060
ИТОГО персонала	133		49656
Всего по предприятию	593		152452

(16.5)

Согласно установленным законодательством нормам необходимы отчисления на социальные нужды С₅. Эти отчисления направляются в адрес органов государственного социального страхования (5%), пенсионного фонда (28%) и медицинского страхования (3,6%). Всего на социальные нужды отчисляется 36,6% от годового фонда заработной платы.

(16.6)

Прочие затраты С₇

Прочие затраты определяем в размере 25% от общей суммы ранее учтённых затрат в себестоимости продукции т.е.

(16.7)

Таблица 16.10. Сводная смета затрат и калькуляция себестоимости добычи на 1 т угля

№ пп	Элементы и статьи затрат	Проектируемые годовые затраты, тыс.руб.	Затраты на 1 т угля
			руб.	%
1.	Основная заработная плата производственных рабочих	152452	61,6	5,54
2.	Дополнительная заработная плата производственных рабочих	15245	6,1	0,55
3.	Отчисления на соц.нужды	54883	22,8	2,00
4.	Вспомогательные материалы	268588	108,5	9,76
5.	Энергия на технологические цели	388627	157	14,13
6.	Амортизационные отчисления	263308	106,3	9,57
7.	Внутришахтное перемещение грузов	34293	14	1,25
8.	Расходы на содержание и эксплуатацию оборудования	103640	42	3,77
9.	Расходы на подготовку и освоение производства	512416	207	18,63
10.	Общецеховые расходы	179345	72,4	6,52
11.	Попутная добыча	1304244	527	47,41
12.	Налог на добычу полезных ископаемых	560863	226,6	20,39
13.	Прочие производственные расходы	86059	34,7	3,13
14.	Производственная себестоимость	2619724	1 058,4	95,24
15.	Внепроизводственные расходы	130986	53	4,76
	Полная себестоимость	2750711	1 111	100,00

Годовая производительность труда рабочего:

= , (16.18)

где: Р- годовая производительность труда рабочего, руб.;

Q- годовая производительность предприятия по полезному ископаемому, т;

N- число рабочих.

Годовая производительность трудящегося:

= , (16.19)

где: Р- годовая производительность трудящегося, т;

N- число трудящихся.

Месячная производительность рабочего (трудящегося):

= , (16.20)

= , (16.21)

Валовая прибыль:

П= П+ П+ П, руб. (16.22)

где: П- прибыль от реализации продукции;

П- прибыль от реализации основных фондов;

П- прибыль иного имущества, доходов от вне реализационных операций.

Прибыль от реализации основных фондов, в нашем случае отсутствует (П=0,00 руб.). Прибыль от внереализационных операций (П) представляет собой доходы от долевого участия в деятельности других предприятий, от сдачи имущества в аренду и другие доходы. В работе принимаем П=0,00 руб. Следовательно, прибыль от реализации продукции равна валовой прибыли.

Прибыль от реализации продукции:

П= В- С·Q=4445632217-1111,40•2475000=1694917217 руб.

где: С- полная себестоимость полезного ископаемого, руб/т;

В - выручка от реализации продукции без учета налога на добавленную стоимость, руб.

В= В - N=4445632217 руб.

где: В - годовая выручка от реализации продукции, руб.;

N- сумма налога на добавленную стоимость, руб.;

В = Ц?Q=2100 · 2475000=5197500000 руб

где: Ц - цена реализации продукции;

Q = Q- годовой объем реализуемого полезного ископаемого, т;

N= N - N=751867782,7руб

где: N- сумма налога, полученная от потребителя, руб.;

N- сумма налога уплаченная поставщиком, руб.;

N= -

где: З- годовая стоимость приобретенных и используемых материальных ресурсов, руб.;

НДС - налог на добавленную стоимость, 18% .

Рентабельность предприятия:

= % (16.23)

Прибыль остающаяся в распоряжении предприятия:

- +А=

(16.24)

где: N - налог на прибыль по основной деятельности, 24 %;

А - годовая сумма амортизационных отчислений, руб.;

П- налогооблагаемая прибыль по основной деятельности, руб.

где: ДЗ_т- превышение суммы расходов на оплату труда в составе себестоимости над нормируемой величиной, руб.;

П- прибыль от реализации продукции, руб/год;

где: З- фактическая годовая сумма расходов на оплату труда, включенная в себестоимость, руб.; (если фактические З? З, то ДЗ_т=0);

где: З_т._min - минимальная месячная зарплата, руб;

N_ср.с - среднесменная численность работников, чел.;

N_м - количество месяцев которое предприятие работает в год.;

К_л - капитальные затраты, уменьшающие облагаемую прибыль в соответствии с предоставленными льготами, руб;

где: К_пер- капитальные затраты на техническое перевооружение, расширение предприятия (принимаем К_пер = 0);

К_пр - капиталовложения на природоохранные мероприятия, руб., (принимаем в размере 10% от суммы на горно-капитальные работы).

Прибыль на вложенный капитал и срок окупаемости капитальных вложений П_к характеризует темп оборота вложенного в производство капитала:

(16.25)

где: П - прибыль оставшаяся на предприятии, руб.;

К - суммарные капитальные вложения, руб.

Чем выше оборачиваемость капитала, тем эффективнее производство.

Величина обратная прибыли на вложенный капитал П_к - представляет собой срок окупаемости капитальных затрат.

(16.26)

Таблица 16.11. Основные технико-экономические показатели

№ п.п	Наименование показателей	Ед. изм.	Значения
1.	Запасы угля: - балансовые - промышленные	тыс.т	63710 45775
2.	Годовая производственная мощность шахты	тыс.т	3000
3.	Срок службы шахты	лет	17
4.	Извлечение запасов	%	66,16
5.	Производительность основного забойного оборудования	т/смену	3300
6.	Производительность труда забойного рабочего	т/смену	245
7.	Удельный вес в общей численности трудящихся: - рабочих - ИТР	%	77,6 22,4
8.	Капитальные вложения на промышленное строительство (без возвратной суммы)	млн.руб.	4239,22
9.	Себестоимость добычи угля	руб./т	1111,04
10.	Рентабельность работы шахты	%	30,0
11.	Цена 1 т продукта обогащения	руб/т	2100
12.	Штат рабочих (трудящихся)	чел.	460(593)
13.	Годовая производительность труда рабочего (трудящегося)	т/чел	6521,7(5029,0)
14.	Размер основных производственных фондов	млн.руб.	4 014,1
15.	Фондоотдача	т/руб.	0,009
16.	Фондоемкость	руб./т	111,1
17.	Валовая прибыль	млн. руб.	1694,82
18.	Прибыль остающаяся в распоряжении предприятия	млн.руб.	991,78
19.	Прибыль на вложенный капитал	%	23,4
20.	Срок окупаемости капитальных вложений	лет	4,3

Заключение

В процессе рассмотренных геологических, гидрогеологических и технологических факторов угольного пласта К₄, Денисовского угольного месторождения (поле шахты “Денисовская”),был принят подземный способ разработки.

Угольный пласт полностью подлежит отработке подземным способом, так как граничный коэффициент вскрыши находится выше допустимых величин для отработки открытым способом.

Наиболее целесообразно строительство обогатительной фабрики, мощностью 3 млн. т/год, с возможностью в дальнейшем увеличения мощности до 6 млн. т/год , так как угли месторождения представлены марками К и КЖ, а цена на обогащенные угли увеличиваются в 6-7 раз. Строительство обогатительной фабрики позволяет добиться при эксплуатации данного месторождения оптимального соотношения затрат и прибыли, тогда как без ее строительства прибыль предприятия существенно снижается, в связи с тем, что отпускные цены на угли не прошедшие процесс обогащения относительно невелики, а также очень узок рынок сбыта такой продукции.

Размеры шахтного поля в плане относительно невелики: 4100 м по простиранию и 4000 м в крест простирания. Средняя мощность пласта 3,85 м. Поэтому запасы углей пласта К₄ при принятой мощности в 3 млн.т/год могут обеспечить работу предприятия на 17 лет, что является рациональным сроком отработки при данной мощности. Увеличение срока эксплуатации за счет снижения мощности нецелесообразно. Так как в сроки отработки будут искусственно затянутыми, при небольших объемах добычи.

В связи соотносительно небольшим сроком отработки месторождения приняты равномерные объемы подготовительных работ на весь период существования шахты, так как резкие изменения в объемах ведут за собой целый ряд неоправданных материальных затрат.

На основании технологических условий, а также опыта работы шахты “Денисовская”, вскрытие месторождения осуществляется с северо-западной стороны.

Принятые системы разработки позволяют при необходимости увеличить объемы добычи. Применение конвейерного транспорта значительно упрощает схему транспортировки полезного ископаемого.

Проветривание шахты будет осуществляться нагнетательным способом по классической схеме при помощи высокопроизводительных вентиляторных установок главного проветривания.

По проведённым экономическим расчётам рентабельность производства составит - 2,5 %. Срок окупаемости капитальных вложений - 1 год. Однако на самом деле эти цифры несколько отличаются от реальных в связи с тем, что в рамках дипломного проекта невозможно предусмотреть все издержки и затраты.

В специальной части 1 и 2 рассмотрены «Выбор рациональной технологической схемы проведения подземных горных выработок» и «Выбор рациональной системы разработки пласта К₄» при ведении подземных горных работ. Сделаны соответствующие выводы.

В связи с актуальностью на сегодняшний день вопроса экологии в графической части также показано количество выбросов вредных веществ без применения природоохранных мероприятий и с их применением.

Список литературы

шахта уголь месторождение

1. Волотковский С.А., Разумный Ю.Т., Пивняк Г.Г. Электроснабжение угольных шахт.-М.: Недра, 1984.-376с.

2. Инструкция по проектированию пожарно-оросительного водоснабжения угольных шахт.-М.: 2000.

3. Инструкция по разработке проекта противопожарной защиты угольной шахты.-М: 2000.

4. Михеев О.В., Виткалов В.Г., Козовой Г.И., Атрушкевич В.А. Подземная разработка пластовых месторождений: Учебное пособие.-2-е изд., перераб. и доп./Под ред. Л.А. Пучкова.-М.: Издательство МГГУ, 2001.-487с.

5. Нормирование топливно-энергетических ресурсов и регулирование режимов электропотребления.-М.: Недра, 1983.-224с.

6. Отчет о геологической разведке Денисовского угольного месторождения.

7. Пирогов Г.Г. Проектирование рудников при подземной добыче руд цветных металлов: Учебное пособие.-Чита: ЧитПИ, 1995.-59с.

8. Поспелов Л.П. Рудничная автоматика и телемеханика. 2-е изд., перераб. и доп. -М.: недра, 1972.-304с.

9. Правила безопасности в угольных шахтах.-М.: 2003.

10. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт.-М.: Недра, 1976.

11. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах, -М.: ИГД им. А.А. Скочинского, 1979.-84с.

12. Справочник горного инженера. -М.: Недра, 1960.

13. Строительные нормы и правила СНиП II-94-80 Подземные горные выработки.-М.: 1980.

Проект вскрытия и отработки поля шахты "Денисовская"

Смещение пород кровли выработки определим по формуле:

Uс.кр.=[ Uпр+12V(T-1)Ks Kв], (7.12.)

где: Uпр = 20 мм - смещение пород кровли выработки за первый год её поддержания в типовых условиях при Rс = 0,1 МПа и Н = 40 м., определяется по графику.

V = 0,1 мм/мес - установившаяся скорость смещения горных пород, для пород типа песчаник.

Ks =1,45 - коэффициент, учитывающий влияние площади сечения выработки в свету до осадки.

Kв = 1,0.

Таблица 16.6. Расчёты затрат на электроэнергию

Месячный

фонд времени

U_с.кр.=[ U_пр+12V(T-1)K_s K_в], (7.12.)

где: U_пр= 20 мм - смещение пород кровли выработки за первый год её поддержания в типовых условиях при R_с= 0,1 МПа и Н = 40 м., определяется по графику.

K_s =1,45 - коэффициент, учитывающий влияние площади сечения выработки в свету до осадки.

K_в= 1,0.