Розкриття і системи розробки вугільних родовищ

Размещено на http://www.allbest.ru/

КУРСОВА РОБОТА

Розкриття і системи розробки вугільних родовищ



ВВЕДЕННЯ

Вугільна промисловість завжди була і зараз залишається одній з найважливіших галузей промисловості і важливою часткою паливно-енергетичного комплексу України. На базі вугільної промисловості працюють гірська і кольорова металургія, хімія, медицина, енергетика.

Шахтний фонд України, особливо Донбас, характеризується складними гірничо-геологічними і виробничо-технічними умовами розробки: збільшилася глибина розробки, багато шахт небезпечні по раптових викидах вугілля і газу, пісковиків; пил багатьох пластів небезпечний по вибуховості; із збільшенням глибини робіт зростає температура гірських порід; вугільні пласти мають невелику потужність, крім того, постійно відчувається брак коштів на розвиток вугільних підприємств, а зношеність основних фондів висока. Велике значення для розвитку гірських робіт на шахтах має своєчасне проведення в достатній кількості підготовчих вироблень для підготовки фронту очисних вибоїв.

Вугленосний район Краснодону є одним з найбільш перспективних в Донбасі. Так само як і в цілому в галузі, в районі необхідно розробити і упроваджувати розумну політику закриття нерентабельних і безперспективних шахт з урахуванням соціального захисту шахтарів.

Даний курсовий проект виконується з метою закріплення, поглиблення і розширення знань по розділу "Розкриття і системи розробки вугільних родовищ". Дана робота є важливим підготовчим етапом до дипломного проектування. При роботі над курсовим проектом накопичується досвід самостійного вирішення питань вибирання засобів механізації очисних робіт, розробляється паспорт кріплення і управління покрівлею, вибирається тип комплексу і комбайна, а також вирішуються інші питання, відбувається ознайомлення з учбовою і довідковою літературою, нормативними документами по охороні праці.



1. Коротка горно-геологічна характеристика шахтного поля

Поле шахти « Ореховская » розташоване в межах Краснодонського геологічного району Донбасу і охоплює південне крило і донну частину Суходольській синкліналі в центральній частині простягання останньої.

Межі площі є:

на півночі і північному заході : шахта « Самсонівська - західна» ;

на півдні : шахта « Таловські » ;

на сході : шахта « 50 - років СРСР»

В описаних кордонах полі шахти має межі по простяганню 4 км , з падіння 2,5 км , що становить 10 км2.

Промислова вугленосність оцінюваної площі приурочена до свит пластів С52 і С42 , в яких укладені вугільні пласти , К2 , КН2 , I / 3 . До відпрацювання прийняті вугільні пласти К2 , КН2 , I / 3 .

Пласт I / 3 залягає в 50-60 м нижче світного вапняку К1, розташовуючись безпосередньо під вапняком I / Н , або відділяючись від нього піщано- глинистої товщею потужністю 10 - 25 м. У межах розглянутої площі пласт характеризується майже повсюдно стійкої робочою потужністю і переважно складною будовою (у західній та східній частинах розглянутої площі). У центральній - майже повсюдно простої будови .

У центральній частині північного крила потужність пласта змінюється 1,40 м. У східній частині розглянутої площі при складному будові ( 2 -х , 3 -х і 4 -х пачковим ) I / 3



Размещено на http://www.allbest.ru/

Структурно-літологічна колонка пласту рис. 1:

Таблиця 1.1 - Характеристика якості вугілля, що видобувається

Індекс пласту	Показники якості	Марка вугілля
	Зольність А1, %	Влажность Wt, %	Зміст сірки St, %	Вихід літучих речовинV, %	Мах. Теплотворіость Qs ккал/кт
К2	40,7	0,4-1,5	2,4 - 3,6	32,4	8621	Ж
	29,7	0,4-1,8	3,2	34,6	8730	Ж

2. РОЗКРИТТЯ ШАХТНОГО ПОЛЯ

Розкриття шахтного поля - це комплекс робіт що забезпечують доступ з поверхні до вугільних пластів. На цьому етапі проводяться розкриваючи вироблення, які діляться на головних і допоміжних. Головні - вертикальні і похилі стовбури, штольні і ін., допоміжні - квершлаги, гезенки штреки і ін.

Спосіб розкриття -- це якісна характеристика шахтного поля, відображаючи вигляд і взаємне розташування головних і допоміжних розкриваючи вироблень.

В даний час розкриття вугільних пластів вертикальними стовбурами є найбільш поширеним способом, вживаним в рівнинній місцевості. Цей спосіб застосовується незалежно від числа пластів, їх потужності, кута падіння і відстані між ними. Згідно нашим умовам проводимо розрахунок глибини стовбура, найбільшу глибину розробки і довжину розкриваючи вироблень. Розрахунки проводимо по наступній схемі:

де: AG - глибина стовбура, м; ? - кут падіння пласта; ?= 10,° h - відстань між пластами, мм (СВ); h = 100 м., м-кодів.. АВ - довжина розкриваю чого квершлагу, мм-код; L - розміри поля по падінню, L =3100 м|м-код; DG - потужність наносів-110 м.

Визначимо довжину квершлагу по формулі

(2.1)

(2.2)

(2.3)

Повна глибина стовбура = AG + 25 (глибина зумпфа) =605 + 25 = 630 м.

Повна глибина розробки =FK + наноси =L·sin? + наноси, оскільки

FK = 2AD = КЕ·sin? = L·sin ? (2.4)



FK = 4000· 0,25 = 1000м.

Повна глибина розробки складе: = 637 м.

Згідно мого завдання відстань між пластами складає 100 метрів. Перевіримо, чи можливо одночасно відпрацьовувати обидва пласти. Для цього скористаємося формулою А.П. Килячкова:

М = 12m2+3,5 m2,м (2.5)

де: m - потужність нижнього пласта, що виймається, м (відповідно до завдання - це m2 ).

М|м-код - мінімальна потужність порід межпластья, при якій допустима підробка вище розміщеного пласта. М = 12·1,4+ 3,5·1,4 = 21,7 м.

Якщо h ?М, то пласти m1 і m2 можна відпрацьовувати одночасно, а якщо h < М, то розробку пласта, що пролягає нижче, треба вести по спеціальних проектах, як що зближує. В даному випадку h = 145 м.; М = 21,7 м., h ? М, то пласти m1і m2 можна відпрацьовувати одночасно.

Краще всього головний стовбур провести до порід межпластья, а розкриття обох пластів провести одним капітальним квершлагом.

Вироблення при цьому знаходитимуться|перебуватимуть в порожніх породах і на них менше виявлятиметься вплив гірських робіт, зменшуватися витрати на їх підтримку.

Розкривається одночасно два пласти.

3. ЗАПАСИ ШАХТНОГО ПОЛЯ

Балансові запаси шахтного поля визначимо по формулі:

Z6=SH?P,т. (3.1)

де: S - розмір шахтного поля по простяганню, м (S =8000 м ); Н - розмір шахтного поля по падінню, м (Н = 4000 м); ?Р - сумарна виробничисть пластів шахтного поля, т/м2

?P = (m1+m2)·?, т/м (3.2)

m1- потужність першого пласта, м (m1 = 1,4м); m2 - потужність другого пласта, м (m2 = 2м);

?- об'ємна маса вугілля, т/м3 (? =1,35т/м3)

?P = (1,4 + 2)·1,35 = 4,59 т/м

Z6 =8000·4000·4,59 =146880000 т.

Промислові запаси визначимо по формулі:

Zп = Z6·с,т (3.3)

де:с - коефіцієнт витягання|видобування|, який показує, яку частину|частку| балансових запасів видають на поверхню ( с|із| = 0.9 )

Zп = 146880000·0.85 =12484000 т.

4. ТЕРМІН СЛУЖБИ ШАХТИ

Термін служби шахти залежить від промислових запасів і виробничої потужності шахти і визначається по формулі:

(4.1)

де: Тр - розрахунковий термін служби шахти, років;

Zn - промислові запаси, т;

А - виробнича потужність шахти, т/рік.

Повний|цілковитий| термін служби шахти з урахуванням її розвитку і загасання буде:

Тп =Тр+tраз+tзат, років (4.2)

де: Тр - розрахунковий термін служби шахти, років

tpaз - термін освоєння проектної потужності, років (коливається від 2 до 3 ро-ків)

tзат- час на загасання здобичі у зв'язку з відробітком запасів (2-3 року).

Тп = 52 + 3 + 3 =58 років.

Виробнича потужність шахти (А) забезпечується при одночасному відробітку двох пластів m1 і m2.

Відповідно до завдання|задавання| проектування ведеться по одному з пластів. Навантаження на кожен пласт розподіляємо пропорційно їх потужності:

(4.3)

(4.4)

(4.5)

Надалі всі розрахунки проводяться по пласту m 2 потужністю 1,4 м.

5. СХЕМА І СПОСІБ ПІДГОТОВКИ ШАХТНОГО ПОЛЯ

Підготовкою шахтного поля називається проведення підготовчих вироблень після розтину шахтного поля.

Схемою підготовки називається таке просторове розташування системи підготовчих вироблень в шахтному полі, при якому воно розділяється на частини, що забезпечують умови для відробітку полів.

Способом підготовки називається проведення підготовчих вироблень в шахтному полі щодо пласта і його елементів і їх функціональне призначення.

Існують наступні схеми підготовки:

- по горизонтний, з відробітком лавами по повстанню або падінню на пластах з кутами падіння до 12°;

- панельний, з відробітком лавами по простру з кутами падіння від 12 до 35°;

- поверховий, з відробітком лавами по простру з кутами падіння більш 35°.

Відповідно до вказівок до умов курсового проекту приймаємо спосіб підготовки шахтного поля по горизонту з відробітком лавами по падінню.

Погорізонтний спосіб підготовки, розглядується як один поверх, межі якого є головні від катувальні і вентиляційні штреки, ділять на стовпи, витягнуті, витягнуті по повстанню пласта до верхньої його межі. У кожному стовпі розміщують одну або дві лави, забої яких розташовані по простру і переміщаються по падінню або по повстанню пласта.

Ділення горизонту на стовпи по повстанню (падінню) обумовлене розширенням об'єму застосування механізованих комплексів, для яких необхідно мати стабільну довжину лави, а також природною газоностности пластів у зв'язку з переходом гірських робіт на велику глибину.

До підготовки шахтних полів в умовах Донбаса в порівнянні з панельним, можна віднести:

- загальна довжина основних підготовчих вироблень, с у четом довжин головних штреків, що проводяться, як правило, польовими виробленнями приблизно на 10% менше;

- протяжність підтримуючих вироблень менше на 17-38%;

- зменшення термінів підготовки фронту очисних робіт на 0,7-0,8 років;

- зменшення первинних капітальних витрат на підготовку нових горизонтів.

До недоліків погоризонтного способу підготовки слід віднести:

- застосування, на кутах падіння не більш 12°;

- на пластах не більше 1,5-2,0 м при посування лав по повстанню;

- водорясність пласта має бути не більше 5 м3/год.

- мехкомплекси в лава можуть працювати ефективно при кутах падіння до 6° при кутах падіння не більш 12°.

6. СИСТЕМА РОЗРОБКИ

Система розробки в значній мірі залежить від вибраного способу підготовки, оскільки спосіб підготовки шахтного поля і систему розробки слід розглядувати як єдине ціле.

При виборі системи розробки необхідно враховувати чинники і рекомендації на застосування прогресивної технології видобутку вугілля, які орієнтують на широке застосування стовпових систем розробки як на тонких, так і на середній потужності пластах.

Комбіновану або суцільну систему розробки рекомендується застосовувати тільки в тих випадках, коли неможливо або невиправдано применшення стовпової системи розробки.

Враховуючи гірничо-геологічні умови завдання: кут падіння пласта 12°, відносну метанообильность 16,6 м3 /т, приймаємо стовпову систему розробки довгими стовпами по падінню.

Загальні достоїнства стовпової системи розробки:

- гарний стан виїмкових вироблень, підтримуваних в масиві вугілля або в зоні сталого гірського тиску і малі витрати на їх підтримку;

- підготовчі вироблення розташовуються в незайманому масиві вугілля;

- виключення взаємних перешкод в роботі по проведенню підготовчих вироблень і очисній виїмці дозволяє використовувати високопродуктивну техніку для очисних і підготовчих робіт;

- детальна розвідка пласта в період підготовки стовпів і можливість своєчасного виявлення геологічних порушень і прийняти необхідних заходів при перетині їх очисними вибоях або підготовці нових забоїв за порушеннями;

- очисні і підготовчі роботи розділені в часі і в простору і не впливають один на одного;

- можливість погашення виїмкових вироблень у міру очисних вибоїв, що забезпечує регулярність витягання і зниження витрат на проведення підготовчих вироблень.

Недоліки стовпової системи розробки:

- проведення підготовчих вироблень до початку очисних робіт, що подовжує термін введення шахти в експлуатацію;

- трудність провітрювання довгих підготовчих вибоїв в період проведення вироблень;

- обмеження навантаження на очисний вибої по газовому чиннику;

- необхідність підтримки підготовчих вироблень в період їх проведення.

7. РЕЖИМ РОБОТИ ШАХТИ

Режим роботи - встановлений порядок виробничої діяльності підприємства. Він визначає час продуктивної роботи і час перерви; число роботи змін в добу, тривалість робочого тижня і загальний час роботи в течії календарного періоду.

Приймаємо 4-х змінний режим роботи шахти з безперервним графіком.

Число робочих днів в році - 300. Робітники матимуть 2 вихідних дня в тиждень один загальний, інший по ковзаю чому графіку. Тривалість зміни підземних працівників - 6 годин. Лави працюватимуть по графіку:

1 зміна - ремонтний - підготовча

2; 3; 4; - по здобичі і проведенню гірських вироблень.

Якщо шахта не небезпечна по викидах, то немає необхідності виділяти зміну на проведення заходів, проте необхідне проведення поточного прогнозу.

На поверхні робочий день складає 8 годин і 3-х змінний режим роботи.

Тривалість роботи ділянки в місяць приймаємо рівним 25 днів.

8. ВИБИРАННЯ ЗАСОБІВ МЕХАНІЗАЦІЇ ОЧИСНИХ РОБІТ

В даний частині на шахтах застосовується комплексна механізація очисних робіт. Вона припускає механізацію кріплення і управління за допомогою механізованих крепей, застосування яких знижує трудомісткість робіт, підвищує безпеку праці і знижує виробничий травматизм в порівнянні із застосуванням індивідуальних крепей.

Основу механізованого комплексу складає механізована крепь (секція), яка виконує наступні функції:

- кріплення очисного забою і управління покрівлею|покрівлею повним обваленням;

- пересування забійного конвеєра і само передвижка секцій.

Крепь обумовлює вибір вузкозахопного комбайна або стругової установки, тип конвеєра по лави а також іншого устаткування.

Для роботи лави в курсовому проекті, враховуючи горно-геологічні умовах проектованої виємковой ділянки приймаємо комплекс 2КД-90. Який призначений для механізації робіт в наступних гірничо-технічних умовах:

- система розробки - стовпова;

- потужність відпрацьовуваних пластів комплексом 1,1 - 1,7;

- кут падіння пласта10° - 35°.

До складу механізованого комплексу входять:

- механізована крепь - КД-90;

- комбайн ГШ-200Б;

- скребковий конвеєр СПЦ 330;

- насосна станція СНД-300/40;

- устаткування зрошувальної системи 1 УЦНС-13;

- електроустаткування;

- крепь сполучення УКС

Комплекс 2КД-90 з механізованою крепью 2КД-90

Механізований комплекс призначений для відробітку|відробляння| пластів потужністю 1,1 - 1,7 м. з кутом падіння до 35° і легкокерованої покрівлі.

Питомий опір на 1 мм-коді підтримуваній площі, кН/м - 542-558

Коефіцієнт гідравлічної - 2,0

Зусилля пересування секції, кН - 392

Крок установки секцій, мм-код - 1,5

Габаритні розміри секцій:

висота min-max, мм - 1000-2000

ширина, мм - 1420

маса секції, т не більш - 7,65

Конвеєр СПЦ-330

Конвеєр СПЦ-330 може застосовуватися зі всіма типами крепей і комбайнів відповідних потужності пласта.

Приводи конвеєра обладнані гідравлічними пристроями для їх закріплення, пересування і підйому для регулювання висоти пересипу.

Навісне устаткування може бути приварене до рештачному ставу або відокремлене.

Приводні блоки обладнані системою водяного охолоджування.

Для регулювання натягнення| тягового органу перехідна секція кінцевого приводу виконана телескопічною.

Гідравлічні домкрати секції в межах 300 мм.

Комбайн ГШ 200Б

Комбайн очисний вузкозахопний ГШ 200Б призначений для виїмки вугілля в очисних забоях пластів потужністю 1,3-2,7м, з кутом падіння до 35°, при опірності вугілля до 360 кН/м.

Комбайн оснащений двома електричними механізмами подання.

Приводи виконавських органів оснащені двома електродвигунами з водяним охолоджуванням|охолодженням, встановленими|установленими| безпосередньо на блоках різання, таким чином, досягається найменша довжина корпусу комбайна в порівнянні з іншими комбайнами для аналогічної сфери застосування.

Крепь сполучення|спряження УКС

Призначена для механізації процесів кріплення штреках арочної, трапецієвидної і полігональної форми перетином не менше 7 мм - зоні спряження з лавою і механізації кінцевих операцій, пов'язаних з винесенням приводів скребкових конвеєрів на штреки, їх утриманням, розпором, пересуванням, налаштуванням при зміні кута падіння пласта і розвороту вибою.

Крепь сполучення виконана у вигляді двох двостійкових секцій рамної конструкції, зв'язаних між собою за допомогою тієї, що гнучкої направляє.

9. РОЗРАХУНОК ДОВЖИНИ ЛАВИ

Довжина лави залежить як від горно-геологічних чинників, так і від вживаної виємковой техніки.

При застосуванні машин довжина лави складається з машинної частини (машиною здобичі що виймається) і сумарної довжини верхньої і нижньої ніш.

Довжина ніш залежить від типа машини. Ніши зазвичай виймаються на відбійний молоток або за допомогою БВР. Ніши можуть не вийматися, якщо застосовуються комбайни з самозарубивающимся виконавським органам типу ГШ-200Б, РКУ-10, РКУ-13, ГШ-500 і ін.

Довжина лави визначається по організаційно-технічних|технічних| чинниках і перевіряється по чиннику вентиляції.

Розрахунок виробляє залежно від схеми роботи комбайна по челноковой або однобічной схемі.

У даному курсовому проекті приймаємо челнокову схему роботи комбайна

По челноковій схемі

(9.1)

де: Тсм - тривалість зміни здобичі, хв.; (при 6-годинній зміні - 360 хв.)

tnз - час на підготовчо-завершальні операції (зазвичай = 15-20 хв.); приймаємо tnз= 20 хв.

tnp - час на провітрювання лави після БВР в нішах (зазвичай 5-7 хв.);

tnp = 5

псм - число змін здобичі в добу (звичайна 3 зміни);

tко - час на кінцеві операції (звичайні 20-30 хв. на 1 цикл); приймаємо

tко=25 хв.

пц- число циклів в добу (орієнтування можна брати 3 цикли в зміну здобичі);

Ко - коефіцієнт готовності комбайна до роботи (коливається|вагається| залежно від типу комбайна від 0,7 до 0,85) приймаємо К=0,7;

Vр - робоча швидкість подачі комбайна, м/хв. Up= 1,4 м/хв.

У зв'язку з тим, що вона може значно варіювати від конкретних горно-геологічних умов і особливо від опору вугілля різанню, вона визначається по формулі

(9.2)

де: Руст - стійка потужність двигунів комбайна, квт; Руст=350 квт

Hw - питомі енерговитрати на руйнування вугілля, кВт. ч/т, визначається по графіках залежності цієї величини від опірності вугілля, різанню [4], с. 5 - 6, або [6], с. 72 - 73. Hw=0,35

Решта позначень колишніх.

Vм - маневрова швидкість комбайна, м/мін, береться з характеристики комбайна і приймається на 20% більше, ніж робоча швидкість, Vм = 6м/хв.

tз - час на заміну одного зубка (різця), хв.; (в середньому = 1хв.);

r - ширина захоплення|захвату| комбайна або смуги вугілля, що виймається, м|м-код|;r=0,63м

m - потужність пласта (шаруючи), що виймається, мм-код;

z - витрата зубків на 1м| вугілля в целіку, шт. -(зазвичай = 0,02 - 0,005 шт/мм-кодів ); приймаємо z = 0,02

tв - час допоміжних операцій, віднесений кім довжини лави

(tв коливається від 0,08 до 0,3 хв. на 1 м довжини лави); приймаємо tв=0,2хв.

lн - сумарна довжина ніш, м, lн=2 м

Враховуючи технічні характеристики комбайна ГШ-200Б і середнє по вугільній промисловості приймаємо Up =4,5 м/хв.

Перевіряємо довжину лави по чиннику|фактору| вентиляції по наближеній формулі:

(9.3)

де S - прохідний перетин лави, м2; приймається по технічній характеристиці комплексу, або визначається S = 4,2 м2;

V - допустима по ПБ швидкість руху повітря по лаві (від 4 до 6 м/с);V= 4 м/с

d - допустима по ПБ концентрація метану у витікаю чому струмені лави (не більше 1 %);

Ко - коефіцієнт, що враховує рух частини|частки| повітря по виробленому простору|простір-час| (при повному|цілковитому| обваленні Ко = 1,2 - 1,4); К0=1,3

q - відносна метанообильность лави, м3/т; q=15,2 м3/т

Кн - коефіцієнт, що враховує природну дегазацію в період відсутності робіт здобичі (при довгих стовпах і повному обваленні покрівлі Кн = 0,7);

пц - кількість циклів в добу; пц = 3

r - ширина захоплення комбайна, м|м-код;r= 0,63 м.

m - потужність пласта, мм-код; m = 1,5м

?- щільність вугілля, т/м3; ? = 1,35 т/м3.

Порівнюючи довжину лави, визначену по організаційно-технічних чинниках і по чиннику вентиляції для подальших розрахунків приймається найменша довжина з 2-х розрахунків.

Враховуючи розкроювання шахтного поля приймаємо довжину лави 180 м.

10. РАЗРАХУНОК НОРМАТИВНОЇ НАВАНТАЖЕННЯ НАОЧИСНИЙ ВИБІЙ

Нормативне навантаження на вибій - це мінімальна середньодобова здобич, яка досягається в конкретних гірничо-геологічних умовах при ефективному використанні вживаного устаткування і прогресивної організації праці. Норматив є мінімальним і встановлення добового плану нижче не допускається. Розрахунок виконуємо відповідно до наказу|наказ-інструкції| Мінвуглепрому СРСР № 169-191.

Добове нормативне навантаження на очисний забій залежить від прийнятого добового режиму роботи. Приймаємо 3 зміни здобичі|видобутку| і одну ремонтно-підготовчу. Тривалість кожної зміни 360 хв. Тоді нормативне навантаження розраховуємо по формулі

(10.1)

де: А0- норматив навантаження на очисний вибій, А0 =1100 т.

± а - поправка до нормативного навантаження при зміні довжини лави на один метр від нормативного значення, приймається залежно від засобів механізації, кута падіння пласта і стійкості безпосередньої покрівлі по таблицях, т/м, а =1,5

?lоз- різниця між фактичної довгої лави і табличним значенням, м,

?lоз =20м

nсм- число змін здобичі в добу, nсм =3 зміни;

? - об'ємна вага вугілля, т/м3, ? = 1,35 т/м3 ;

K - коефіцієнт, що враховує зменшення нормативу на очисний вибій у зв'язку з погіршенням гірничо-геологічних умов, К = 0,7 - пласт небезпечний по раптових викидах і значне метановидеління.

Тсм- тривалість зміни здобичі, 360 хв.

При довжині лави рівної 200 м, потужності пласта рівної 1 м, отримуємо:

Ан = (1360-1,5·20)·

шахтний метан стовповий гірський



11. РОЗРАХУНОК НАВАНТАЖЕННЯ НА ОЧИСНИЙ ВИБІЙ ПО ГІРНИЧО-ТЕХНІЧНИМ ЧИННИКАМ

Для того, щоб визначити навантаження на лаву, перш за все|передусім| необхідно знайти тривалість циклу по формулі:

(11.1)

де: l - довжина лави, м|м-код|;

Up - робоча швидкість подачі комбайна, м/хв.;

Uм - маневрова швидкість подачі комбайна, м/хв.;

?t - сумарний час на допоміжні операції, віднесений м| довжини лави (при вузкозахпной виїмці ?t = 0,4 - 0,6 мм-кодів/ хв.); ? t =0,4м/ хв.

Ко - коефіцієнт, що враховує норматив часу на відпочинок (Ко =1,12);

Кпз - коефіцієнт, що враховує норматив часу на підготовчо-завершальні операції і особистий час працює (Кпз = 1,15).

Час роботи в очисному забої по здобичі|видобутку| за добу визначається по формулі:

Т = (tсм - tпз) ·nсм, хв. (11.2)

де: tс)м - тривалість зміни здобичі, хв.; (при 6-годинній зміні tсм = 360 хв.);

tnз - тривалість підготовчо-завершальних операцій в зміну, мін (приймається 20 хв.);

псм - число змін здобичі в добу ; псм=3

Т = (360 - 20) х 3 = 1020 хв

Визначаємо можливе число циклів в добу по формулі:

(11.3)

Знаючи кількість циклів в добу, визначаємо навантаження на лаву по формулі:

Адоб =1· m ·?·г·пц, т. (11.4)

де: l - довжина лави, мм;

m - потужність пласта, мм;

r - посування лави за цикл (глибина врубу), м|м-код|;

? - щільність вугілля, м3;

пц - кількість циклів в добу.

Адоб. = 155·1,4·1.35·0,63·2= 369 т.

Отримане навантаження на очисний вибій по організаційно-технічних чинниках необхідно перевірити по газовому чиннику.

Визначення допустимого навантаження на лаву по газовому чиннику проводиться| по формулі:

(11.5)

де V - максимально допустима швидкість руху повітря в лаві (згідно вимог ПБ, V = 4 - 6 сек.); U= с

S - мінімальна площа поперечного перетину лави (прохідний перетин), вільна для проходу повітря, мм 22; S=3,36 мм

с- допустима Правилами безпеки концентрація метану у витікаю чому струмені, 1%;

Р - коефіцієнт, що враховує витоки повітря через вироблений простір, безпосередньо прилеглий до при вибійному простору. Приймається по таб. 6.4, с. 124 "Керівництво по проектуванню вентиляції вугільних шахт", Київ, 1994; ( 1,2 - 1,3); Р=1,3

Кн - коефіцієнт нерівномірності газовиділення в лаві, береться з таб. 6.3, с.123 "Керівництво по проектуванню вентиляції вугільних шахт", Київ, 1994; або з таб. 13, с. 146; Ігнатенко "Вентиляція, підземні пожежі і справа" рятувальника, М.: Надра, 1975; коливається від 1,5 до 1,2 (від газоносності); Кн=1,3

qл - відносна метанообильность лави, м3/т, визначається за наслідками планових вимірів в шахті, або дається в завданні; qл =15,2 м3/т.

Т.к відносна метанообильность досить висока qл> (10 - 15) м3/т, навантаження на лаву по газовому чиннику значно нижче за навантаження, що по гірничотехнічних чинниках.

В цьому випадку для досягнення високих навантажень на очисний вибій необхідно проводити заходи щодо зниження метанообільности засобами дегазації відповідно до рекомендацій "Керівництва по дегазації вугільних шахт". М.: Надра, 1975, с. 5 - 7.

Розрахунок проводиться в наступному порядку:

A) Знаючи відносну метанообильность лави qл, м3/т, визначуваний її абсолютну метанообільность (м3/хв) по формулі:

(11.6)

Б) Користуючись "Керівництвом по дегазації вугільних шахт", формулою (1.1), с. 5, визначаємо розрахункову метанообільность лави по чиннику|фактору| вентиляції:

(11.7)

де: V - допустима по ПБ максимальна швидкість руху повітря в лаві (від 4 до 6 м/с)

S - прохідний перетин, м2|м-код22,

с|із| - допустима ПБ концентрація метану у витікаючому струмені

Кн - коефіцієнт нерівномірності метановіделення в лаві (таб. 6.3, с. 123 Керівництво по вентиляції) [1,5-1,2]

B) т.к 1абс>1расчто необхідне застосування дегазації, с. 5 Керівництва по дегазації. [22].

Г) Коефіцієнт дегазації (Кдег), при якому забезпечується нормальне по чиннику вентиляції провітрювання, визначається по формулі:

Д) Знаючи коефіцієнт дегазації (Кдег), визначуваний спосіб дегазації по таб. 1.1, с. 7 "Керівництва по дегазації", допустиме навантаження на лаву при застосуванні дегазації визначається по формулі:

де: µл - відносна метанообильность лави при застосуванні дегазації (форм. 1.10, с. 9 Керівництва). [22]



Знаючи добові навантаження на лаву і на проектований шахтопласт|, визначаємо кількість лав, що діють:

(11.8)

де: А2 - добова здобич з проектованого пласта, т/сутки;

Адоб - добова здобич з однієї лави, т.

Приймаємо три що діють і одну лаву, що резервний-діє.

12. РОЗРАХУНОК КРЕПІ

Оскільки в лаві застосовується механізована крепь, то розрахунок зводиться до перевірки чи витримають задні стійки крепі навантаження від порід покрівлі Навантаження на 1 мм посадочного ряду лави визначається по формулі

(12.1)

де: h - висота обтрушуваного шару порід або потужність безпосередньої покрівлі, мм-код; h =1

? - щільність порід безпосередньої покрівлі, м3; ?=2,8 т/м3

В - довжина секції крепі| по перекриттю, мм-коду; В=4,025м

г - крок пересування секції (крок посадки), мм-код; г=0,63м

З технічної характеристики крепі ми знаємо крок установки секцій, кількість стійкий в задньому ряду секції і робочий опір однієї стійки. За цими даними визначаємо навантаження, що витримується 1 мм-кодом і порівнюємо її з розрахунковим навантаженням, кількість стійкий в посадочному ряду комплексу - 2, робочий опір, однієї стійки|стойки| - 558 кН|.

Визначаємо навантаження, що витримується одним метром посадочного ряду лави

(12.2)

тобто вибрана крепь задовольняє вимогам даних умов.

Якщо породи безпосередньої покрівлі міцніші і представляють консольну балку, то тиск на 1м площі робочого, простори забою визначається по формулі:

Qз=h·г, тc/м2 [3],c. 196 (12.3)

Qз = 1,4x1,35 = 1,9 тс/м2

Визначивши тиск покрівлі на 1м2 (Qз, необхідно розрахувати щільність крепі, тобто кількість стійкий на 1 м2привибойного простору:

[3], с. 202 (12.4)

де: Рд - допустиме навантаження на стійку ( тс або кН).

Якщо для кріплення застосовуються металеві стійки, то Рд береться з їх технічної характеристики, а якщо дерев'яні стійки, необхідно провести наступні розрахунки:

1. Визначити діаметр стійкі по формулі:

d = (l,l +1,15)*vm = 2.12·v1,4 = 0,9 см [3], с. 202 (12.5)

де: m - потужність пласта, див.

2. Навантаження, що витримується дерев'яною стійкою|стойкою|, визначається по формулі:

[3], с. 202 (12.6)

де: ?к - критична напруга на стискування, по П.М. Цимберевічу, яке визначається

[3], с. 202 (12.7)

Тут: m - довжина стійкі, рівна потужності пласта, см

(12.8)

і - радіус інерції для круглого перетину, см.

1.Визначивши критичне навантаження на дерев'яну стійку Рк, необхідно розрахувати допустиме навантаження на цю стійку по формулі:

. (12.9)

де: ?- запас міцності (зазвичай|звично|?= 2 + 3).

Вимірювання Рд в кгс необхідно перевести в тс, тобто розділити на 1000.

2. Знаючи, тиск покрівлі на 1м2 (Qз) в тс/м2 і допустимому навантаженні на стійку Рд в тс, визначаємо щільність крепи, тобто кількість стійкий на 1 м2привибойного простору:

Відстань між кріпильними рамами по падінню визначається по форулі:

[3], с. 203 (12.10)

де: п' - число стійкий по простяганню на глибину врубу згідно прийнятої конструкції крепи (число стійкий в кріпильній рамі) п' = 3;

г -глубина врубу (ширина захоплення), м., при виїмці ОМ г = 1 мм;

пст - число стійкий на 1 м2привибойного простору.

Звичайна відстань між кріпильними рамами на пологому і похилому падінні приймають 1 - 1,2 мм, а на крутому - 0,9 м.

Відстань між кріпильними рамами приймаємо 1м|



13. ТЕХНОЛОГІЯ ОЧИСНИХ РОБІТ

Лава, обладнана комплексом 2КД-90, обслуговує комплексна бригада, яка ділиться на ланки по числу змін в добу. У нас їх 4. Три зміни здобичі і одна ремонтно-підготовча.

Ланка в зміну здобичі складається з 16 чоловік, зокрема: машиніст комбайна і його помічник, що здійснює виїмку вугілля; двоє робочих очисного вибою, що проводять зачистку вугілля за комбайном; четверо робочих, що пересувають секції механізованої крепі; двоє робочих в штреках; двоє робочих проводять кріплення при вибійного простору верху лави; двоє робочих кріплять зміцнюють простір низу лави; механізми обслуговуються одним електрослюсарем.

Цикл починається з самозарубки комбайна у конвеєрного штреку. Робота ведеться по однобічної схемі. Кінці консольних верхняків і конвеєр знаходяться в вибої, домкрати висунуті, стійки секції крепи відстають від конвеєра на величину захоплення виконавського органу комбайна. На початку кожний зміни машиніст комбайна і його помічник приймають комбайн, перевіряють його справність, рівень мастила в редукторах, стан зубків, натяження тягового ланцюга. Під час виїмки машиніст управляє комбайном, а його помічник стежить за ріжучими органами, за кабелями і шлангом зрошування. Услід за комбайном двоє робочих проводять зачистку вугілля. Услід за комбайном четверо робочих пересувають секції крепі і вибійний конвеєр. Електрослюсар обслуговує насосну станцію.

До ремонтно-підготовчу зміну проводиться профілактичний огляд і поточний ремонт всіх машин і механізмів комплексу. Роботи виконують ремонтна ланка у складі 6-7 електрослюсарів і 5-6 робочих очисного вибою. В цілях якіснішого ремонту і персональної відповідальності окремі механізми закріплюють за певними особами: двох електрослюсарів проводять огляд і поточний ремонт крепі і гідросистеми комплексу; два слюсаря стежать за справністю комбайна і конвеєра; два слюсаря забезпечують нормальну роботу електроапаратури і в штреку і пересуванні їх на нове місце; двоє робочих укорочують скребковий конвеєр в штреку і погашають тупикову частину штреку. Решта робочих|робітників| ремонтує секції крепі і ін.

14. ПАСПОРТ КРІПЛЕННЯ І КЕРУВАННЯ ПОКРІВЛЕЮ У ОЧИСНИЙ ВИРОБОК

Паспорт кріплення лави і управління гірським тиском - технічний документ, в якому приводяться: схема лави, деталі кріплення лави (план і розрізи), графік організації робіт в лаві, таблиці основних технічних показників і розрахунку потреби в кріпильних матеріалах. Графічне зображення конструкцій при вибійної і спеціальної крепі береться з необхідними розмірами, указуються ширина захоплення виконавського органу виїмкової машини, величина кроку обвалення порід покрівлі|покрівлі|, розміри| смуг обвалення і поряд обвалення.

До паспорта додається записка пояснення, в якій дається коротке обґрунтування прийнятого способу кріплення і керування покрівлею і її елементів (крок обвалення, вид спеціальної і при вибійної крепи і ін.).

Паспорт складають для кожного очисного вибою, виходячи з конкретних горничо-геологічних умов, на базі узагальнених матеріалів практики і результатів наукових досліджень.

Після затвердження його головним інженером шахти з паспортом мають бути ознайомлені всі робочі.

Для кріплення сполучень лави застосовуємо крепь сполучень УКС для механізації процесів кріплення в штреках арочної, трапецієвидної і полігональної форми, перетином не менше 7м2|2 , у зоні сполучення з лавою і механізації кінцевих операцій, пов'язаних з винесенням приводів скребкових конвеєрів на штреки, їх утриманням розпором, налаштуванням при зміні кута падіння пласта і розвороту вибою.

Переміщення секцій здійснюється по черзі з почерговою розвантаження секцій, спеціальним гідравлічним механізмом, що підтягає крепь до наполегливої стійки, за допомогою ланцюга.

Живлення від насосної станції очисного комплексу.

Посилення крепі штреків досягається шляхом установки. Услід за посуванням очисного вибою проводитиметься погашення штреку і витягання крепі.

Для посилення при вибійної креп при керування гірським тиском повним обваленням застосовують вогнища 4-х грани. Вогнище - це кліть з круглих стійок або прямокутних брусів. Так само викладають стінку з блоків БЖБТ-7 і органну однорядну крепь. Кріплення вибійного простору проводимо секціями механізованої крепі 2КД-90.

15. СПОСІБ ОХОРОНА ПІДГОТОВЧИХ ВИРОБЛЕНЬ І СПІВВІДНОШЕННЯ МІЖ ОЧИСНИМИ І ПОДГОТОВІТЕЛЬНИМІ РОБОТАМИ

При стовповій системі розробки вентиляційні штреки погашаються услід за посуванням лави, а конвеєрні штреки охороняються целіками, тумбами БЖБТ, чураковими стінками, вогнищами(звичайними або накатними) і іншими способами для подальшого їх використання як вентіляціоних для нижче відпрацьовуваної лави. Розміри приштрекових целіків визначаються по формулі

Sц = 0,04·m·H + 6, м [8], с. 104 (15.1)

де: m - потужність пласта, м|м-код;

Н - глибина розташування вироблення від поверхні.

Sц = 0,04·1·630+6=38,2 м

Розрахунок співвідношення між очисними і підготовчими роботами.

При стовповій системі розробки підготовчі і очисні роботи мають бути так взаємно пов'язані в часі, щоб до моменту відробітку очисного вибою в даному полі був підготовлений новий очисний вибій в наступному полі. Це досягається відповідним взаємним розташуванням підготовчих і очисних вибоїв і забезпечення необхідних швидкостей проведення підготовчих вироблень.

Схема до розрахунку

Для того, щоб визначити співвідношення між очисними і підготовчими роботами, необхідно знати: довжину поля (Lвп); місячне посування лави (Lміc), м; місячні темпи проходження підготовчих вироблень (Uп), м/міс. Визначаємо місячне посування лави:

Lміс= r·nц·Nдн, м. (15.2)

де: г - посування за цикл, м|м-код|;

пц - кількість циклів в добу;

Nдн- число днів роботи по здобичі в місяць.

Lміс =0,63·2·30 = 38 м.

Знаючи місячне посування лави (Lміc) і довжину поля (Lвn), визначаємо число місяців роботи лави по відробітку поля (Тлави)

(15.3)



Підготовка поля має бути закінчена не менше чим за три місяці до відробітку|відробляння| поля лавою, що діє:

Т =Тлави+3 = 18 = 20 міс. (15.4)

Резерв три місяці береться на проходження розрізної печі лави, монтажні роботи в розрізній печі нової лави і на непередбачені зупинки при проведенні вироблень.

Якщо темпи проведення підготовчих вироблень достатньо високі, то підготовку нового поля можна починати з деяким відставання| від початку очисної виїмки лавою у полі. У осоружному|противному|випадку - темпи проведення підготовчих вироблень повинні значно випереджати місячне посування лави.

16. ОХОРОНА ПРАЦІ І ТЕХНІКА БЕЗПЕКИ

Охорона праці - це широка система заходів направлених на охорону здоров'я і працездатності трудящих.

Особливе значення охорона праці грає на шахтах, де навколишнє середовище є небезпекою для тих, що працюють:

- забруднена копальнева атмосфера продуктами вибухових робіт;

- можливість обвалення шматків вугілля і породи, струмопровідний вугільний пил;

- недолік кисню в копальневій атмосфері, її запилена, виробництва БВР, небезпека раптових викидів вугілля і газу, завали вироблень;

- обмеженість робочого простору і ін.

Питанням охорони праці приділяється достатня увага але останнім часом ці питання були декілька упущені про що свідчать, аварії події на шахтах. Це зв'язано, перш за все з недостатньо високим економічним станом держави, недостатнім МТС шахт матеріалами, засобами захисту органів дихання, світильниками, спецодягом, різними приладами, інструментами і іншими СІЗ.

У галузі розроблені і діють документи, обов'язкові до виконання на шахтах:

- Правила Безпеки вугільних шахтах 2010г.

- Збірки інструкцій до Правил безпеки у вугільних шахтах 2004г.

- ЄПБ при вибухових роботах;

- Керівництво по боротьбі з пилом у вугільних шахтах;

- Керівництво по проектуванню вентиляції вугільних шахт;

- Інструкції по професіях, які видаються при навчанні кожному робітникові;

- Правила технічної експлуатації (ПТЕ) вугільних шахт;

- Керівництво по дегазації вугільних шахт.

Охорона праці - це не лише техніка безпеки, але і такі питання як скорочений робочий день у підземних робітників, збільшена відпуски (66 ), відхід на пенсію не за віком; забезпечення спецодягом, спецвзуттю, СІЗ.

У вугільній промисловості є комплекс проблем, які вирішувати оперативно найближчим часом. До них відносяться:

- створення приладів дистанційного контролю окислу вуглецю;

- створення приладів контролю запиленої атмосфери безпосередньо на робочих місцях;

- створення приладів, що сигналізують про небезпеку вибухів і ін.

Курсовим проектом передбачаються заходи по охороні праці - це комплекс заходів по боротьбі з пилом з при веденні очисних і підготовчих робіт, застосування апаратури (Метан, ППІ) для контролю змісту метану в гірських виробленнях; інструктажі робітників про заходи безпеки праці, постачання робітників СІЗ.



17. ПРОВІТРЮВАННЯ ЛАВИ І КОНТРОЛЬ ЗА ЗМІСТОМ МЕТАНУ

Кількість повітря, необхідна для провітрювання лави, визначається по наступних чинниках:

A) по газу метану:,

(17.1)

де: Iл - середнє газовиділення в очисне вироблення, м3/хв = 15,2 м3/хв.

Кн - коефіцієнт нерівномірності газовиділення (Кн =1,3)

С - максимальна допустима концентрація газу метану по ПБ. З = 1% ;

С0 =0,05%

Б) по людях:

Q = 6 х Пч, м3 / хв. (17.2)

де: 6 - норма повітря на одну людину, м3/хв.;

Пч - найбільше число одночасно зайнятих людей в лаві (Пч =20).

Q = 6x20 = 120 м3|м-кодів|3 / хв.

B) по пилу:

Q = 60·Uo·S·kоз, м3/хв. [12Іс. 127 (17.3)

де: U0 - оптимальна швидкість руху повітряного струменя в лаві, м/с (Uo приймається 1,6 м/с, [12] с. 127)

S - максимальна площа при вибійного простору лави (S=3,36м2|22).

к оз - коефіцієнт, що враховує рух повітря по виробленому простору, безпосередньо прилеглою до при вибійному;

Q = 60·1,6·3,5 = 336 м3/ хв.

За остаточну приймаємо найбільшу величину Q, отриману по газу

Qоч = 2080 м3/хв.

Qдег = Qоч(1- Кдег),м3/хв. (17.4)

де: Кдег - коефіцієнт дегазації (Кдег =0,5)

Qдег = 2080·(1-0,49)= 1061 м3/хв.

Прийнявши кількість повітря, визначаємо швидкість руху повітря по лаві відповідно до ПБ.

(17.5)

Що задовольняє вимогам ПБ

Для оцінки якості повітря, правильності його розподілу по виробкам і визначеннях газоносності повинна проводитися перевірка шахтного повітря і виміри його витрати у витікаючи струменях очисних і тупикових вироблень виїмкових ділянок і шахти в цілому.

Контроль за станом внутрішньо шахтної атмосфери здійснює ІТР ділянки ВТБ шахти, основними завданнями якого є:

- контроль за станом провітрювання вироблень і шахти в цілому;

- розрахунок і забезпечення вироблень, що діють, достатньою кількістю свіжого повітря;

- встановлення і перевірка категорії шахт по газу і небезпеці по пилу;

- контроль за дотриманням пилегазового режиму всіма ділянками служби шахти;

- складання вентиляційних планів з позначеннями на них напрямів повітряних струменів, а також всіх вентиляційних і протипожежних складання планів ліквідації аварій один раз в півріччя;

- підтримка в справному стані вентиляційних вироблень і вентиляційних споруд; регулярне ведення звітності по вентиляції.

План вентиляції шахти складається начальником ВТБ і затверджується головним інженером шахти. План вентиляції шахти повинен знаходитися у начальника ВТБ, головного інженера шахти і гірського диспетчера. Плани ліквідації аварії і вентиляції повинні систематично поповнюватися і не рідше за один раз в півріччя складається наново.

Завдання контролю за провітрюванням шахти:

- визначення кількість повітря що поступає в шахту і правильність його розподілу по крилах, пластах, ділянках окремих вироблень і вибоях;

- визначення складу копальневої атмосфери;

- спостереження за станом пилегазового режиму і вентиляційних споруд;

- спостереження за депресією гірських вироблень і шахти в цілому. Безперервний контроль за змістом метану здійснюється і стаціонарні автоматичні прилади. Переносні: СМП і Сигналами-2,5,7 аналогічні по пристрою до стаціонарних приладів АМТ і ТМР

18. ПИЛЕПОДАВЛЕННЯ НА ДІЛЯНЦІ

Для знепилювання в очисному вибої застосовуємо комплекс забезпечуючи заходів:

- зволоження вугілля в масиві;

- зрошування при роботі виїмкового комплексу (зрошування на комбайні і в місцях перевантаження);

- вентиляційного струменя;

- змив вугільного пилу з боків гірських вироблень;

- осланцювання гірських вироблень;

- білення|побілка| гірських вироблень.

Нагнітання води у вугільний пласт проводимо за допомогою насосної установки УНРО-2 через свердловини.

Приймаємо типову схему нагнітання води у вугільний масив через свердловини за допомогою насосної установки. Довжина свердловин до 120м, діаметр свердловин 45- 90мм, відстань між свердловинами 10- 30м, тиск води 90300 кгс/ см2, що нагнітається .

Пилеподавленіє при роботі комбайна проводиться|виробляє| за допомогою пристроїв вбудованих на комбайні і форсунки|, що є. Форсунки встановлюються на робочі спіралі шнеків, утворюючих внутрішнє зрошування, а форсунки на корпусах основні і поворотні редуктори - зовнішнє зрошування. Загальна|спільна| кількість зрошувачів, що одночасно працюють на комбайні, має бути 19.

Безпосередньо на шнеках встановлюють 32 зрошувачі,з|із| яких в роботі знаходиться. Комбайни оснащені зрошувальними приладами| з|із| синхронізаторами, що дозволяють подавати воду тільки до тих, які спрямовані в зону руйнування вугілля. Підрахуємо кількість води і форсунок.

Розрахунок води визначається по формулі:

Q = A=q, т/хв. [11], с. 35 (18.1)

де: А - продуктивність комбайна, т/хв.; 11, с. 286;

q - питома витрата води (q =40 л/т)

Визначаємо продуктивність комбайна:

А = m·r·Up·?, т/хв. (18.2)

де: m - потужність пласта, м|м-код|;

г - захоплення|захват| виконавського органу комбайна, м|м-код|;

Up - робоча швидкість комбайна, м/хв.;

?- щільність вугілля, т/м3.

А = 1,4·0,63·1,4·1,35 =1,6 т/ хв.

Q = 1,6·30 = 48 л/хв.

Характеристики і тиску|тиснення| води в ставі підраховують|підсумовують| число форсунок

(18.3)

де, Qрасх - витрати води л/мін, одній, форсункою (витрати =11,4 л/хв.).

Індивідуальний захист від пилу здійснюватиметься за допомогою протипилових респіраторів типу Ф-65-ш, А-62, «Астра»



ВИСНОВОК

У проекті будівництва (реконструкції) кожної шахти має бути розроблено розділ протипожежного захисту.

На кожній шахті існує проект протипожежного захисту, розроблена проектною організацією, узгоджений з ДВГРС і затверджений головним інженером шахти і технічним директором ВАТ «Краснодонвугілля».

В процесі експлуатації відповідно до генеральних схем шахтного поля і річною програмою розвитку гірських робіт головний інженер шахти зобов'язаний щорік розглядувати проект і вносити до нього узгоджені з ДВГРС. Відповідальним за станом противно пожежному захисту є директор шахти. Відповідальними за перебуванням засобів протипожежного захисту на окремих ділянках і об'єктах шахти призначаються керівниками цих ділянок.

Всі гірські вироблення шахти, що діють, мають бути забезпечені пожежно-зрошительними трубопроводами.

Пожежа в шахті - це грізне явище, яке приводить до катастроф з великими людськими жертвами.

Пожежі бувають екзогенні і ендогенні.

Екзогенні пожежі викликаються зовнішніми джерелами теплового імпульсу. Причини екзогенних пожеж в шахті:

- недбале поводження з відкритим вогнем (куріння, недотримання запобіжних засобів при роботах електрозварювань і автогенних і ін.);

- не правильна експлуатація електроустаткування;

- недотримання правил ведення вибухових робіт і погана якість ВМ; - тертя рухомих часток машин і механізмів;

- загоряння метану в забоях і вироблених просторах.

Ендогенні пожежі виникають під дією внутрішніх джерел тепла, фізико-хімічних процесів, що утворюються у вуглистих породах, сланцях, колчеданових і сірчаних рудах, схильних до самоокислювання.

Профілактика ендогенних пожеж:

1. Польова підготовка і відробіток шахтних полів із застосуванням стовпових систем розробки.

2. Не залишати у виробленому просторі вугілля.

3. Робота за технологією - бутові смуги і ін.

4. Має бути організований поточний прогноз ендогенної небезпеки.

5. Провітрювання має бути на передні вироблення.

Для автоматичного гасіння на приводних голівках стрічкового конвеєра застосовуються установки УВПК. На дільничних підстанціях в 10м від неї у бік свіжого струменя в спеціальної ніші розташовуються засоби первинної пожежогасінні (вогнегасники і ящик з піском або з інертним пилом, об'ємом не менше 0,2мЗ). На конвеєрних штреках через 100м встановлюються: ящик з піском (інертним пилом) не менше 0,2мЗ, два вогнегасники (пінний або порошкові), лопата, ящик з рукавом і стовбурами. На сполученнях штреків в забоях підготовчих вироблень, у вантажних пунктів не далі 200м від них встановлюються засоби первинної пожежогасінні. На головних штреках, бремсбергах, ухилах встановлюють металеві двері, закриваючи по напряму вентиляційного струменя відповідно до проекту протипожежного захисту. Відстань між дверима 10м. Всі камери споруджуються з вогнестійкого матеріалу. Згідно вимогам ПБ дільничні лінії пожежного трубопроводу мають бути прокладені:

- по похилих стовбурах;

- по ухилах, бремсбергам, ходкам;

- по відкатувальних, конвеєрних, вентиляційних (бортовим), ярусних (промежним) штреках.

На кожній шахті існує план ліквідації аварії для кожної ділянки. План розробляється головним інженером і командиром взводу ВГРЧ обслуговуючі дану шахту. Тут розглядуються вибухи, пожежі, затоплення і інші аварійні ситуації, а також дії робітників і ІТР в кожній з ситуацій. Складається один раз в півріччя.

Всі робітники і ІТР під час вступу на роботу мають бути навчені первинним засобам пожежогасінні з практичним гасінням пожеж на тренувальних полігонах (майданчиках). Повторне навчання повинне проводитися не рідше за один раз на рік. Відмітка про навчання проводиться в "Книзі інструктажі по безпеці робіт".



СПИСОК ВИКОРИСТОВУВАНОЇ ЛІТЕРАТУРИ

1. А.П. Килячков. Розкриття і системи розробки вугільних родовищ. М.: Надра, 2008.

2. А. З. Бурчаков. Технологія підземної розробки родовищ пластів корисних копалини. М. : Надра, 1983.

3. Ю.К. Нурмухамедов. Прикладні завдання за технологією гірського виробництва. М : Надра, 1973.

4. К.Ф. Сапіцкий і ін. Задачник по підземній розробці вугільних родовищ. М. : Надра, 1981.

5. Ц.Е. Рибників, А.П. Волошин. Організація виробництва і планерування на вугільних шахтах. М. : Надра, 2009.

6. Б.Ф. Братченко. Комплексна механізація і автоматизація очисних робіт у вугільних шахтах. М : Надра, 1977.

7. В.Н. Хорін. Машини і устаткування для вугільних шахт. Довідник. М. : Надра, 1987.

8. В.П. Косовіч. Основні техніко-економічні розрахунки по проведенню вироблень і системам розробки. М. : Надра, 1968.

9. Правила безпеки у вугільних. Київ, 2010.

10. Правила технічної експлуатації вугільних. Київ, 2007.

11. Керівництво по боротьбі з пилом у вугільних шахтах. М. : Надра, 1979.

12. Керівництво по проектуванню вентиляції вугільних шахт. Київ. 2010.

13. Інструкція по безпечному веденню гірських робіт на шахтах, небезпечних по раптових викидах вугілля, породи і газу. М. : 1989.

14. Прогресивні технологічні схеми розробки пластів на вугільних шахтах. Ч. I, M. : 2009.

15. Прогресивні технологічні схеми розробки пластів на вугільних шахтах. Ч. П. М.: 1979.

16. Журнали "Вугілля України" за 2010р.

17. Г.А. Заплавський, В.А. Лісових. Технологія підготовчих і очисних робіт. М. : Надра, 1989.

18. Б.В. Гриф, СП. Горчаков. Охорона праці у вугільній промисловості.

М. : Надра, 1988.

19. А.П. Килячков, А.В. Брайцев. Гірська справа. М. : Надра, 1989.

20. К.П. Ігнатенко і ін. Вентиляція, підземні пожежі і справа рятувальника. М. : Надра, 1975.

21. Керівництво по дегазації вугільних шахт. М. : Надра, 2009.

Размещено на Allbest.ur