Технології очисних робіт

Размещено на http://www.allbest.ru/

Вступ

Нині вугільна промисловість в Україні є однією з найбільш важливих галузей. Вугілля, що видобувається, застосовується на багатьох промислових підприємствах країни, велика частина яких відноситься до енергетики та металургії. В Україні кам'яне вугілля є єдиною енергетичною сировиною, запаси якої досить великі. У зв'язку з тим, що щорічно росте потреба в електроенергії, росте потреба і у вугіллі.

На даному етапі розвитку ринкової економіки України, коли нерентабельні шахти закривають, необхідно понизити витрати на видобуток тонни вугілля і при цьому не понизити продуктивність праці, а навпаки підвищити. очисний шахта ремонт

Головними причинами, стримуючими розвиток галузі, являються затримки платежів за розрахунком за відвантажене вугілля і відсутність фінансування з боку держави, що призводить до неможливості придбання нової та ремонту старої техніки, і як наслідок призводить до зменшення продуктивності шахт.

Метою даного курсового проекту є вибір способу розкриття, підготовки та системи розробки та вибір технології ведення очисних робіт для заданих умов.



1. Установлення основних параметрів шахти

1.1 Підрахунок балансових та промислових запасів шахти

Балансові запаси шахтного поля підраховуються по формулі:

Z_бал=S·H·?m·г (1.1)

де: S - розмір шахтного поля по простяганню, м;

H - розмір шахтного поля по падінню, м;

Уm - сумарна потужність пластів, м;

г - середня щільність вугілля т/м³.

Z_бал=7900·3500·(0,75+0,80+0,90)·1,32=89 420 100 т

Промисловими запасами називається та частина балансових запасів яка підлягає вилученню з надр. Тобто це запаси, отримані шляхом вилучення з балансових запасів проектних втрат.

Z_пром=Z_бал -?q_п (1.2)

де: ?q_п - проектні втрати вугілля.

?q_п=q_э+q_ц (1.3)

де: q_ц - втрати в ціликах, т;

q_е - втрати експлуатаційні, т .

Втрати вугілля в охоронних бар'єрних ціликах розраховуються відповідно правилам охороною споруд. Орієнтовно вони становлять для пологих пластів 0,5-2%, а для крутих пластів 1,5-4% від балансових запасів.

q_ц=89 420 100 ·0,01=894 201т

Експлуатаційні втрати залежать від вживаної системи розробки, потужності пласта, що розробляється, способів охорони підготовчих виробок. Вони можуть бути підраховані по формулі:

q_э=(Z_бал-q_ц)·к (1.4)

де: к - коефіцієнт експлуатаційних втрат, (при розробці тонких пластів к=0,05-0,10; при розробці пластів середньої потужності та потужних к=0,10-0,15).

q_э=(89 420 100 -894 201)·0,10 =8 852 590 т

?q_п=894 201 + 8 852 590 = 9 747 791 т

Z_пром=89 420 100 - 9 747 791 = 79 672 309 т

1.2 Річна виробнича потужність та строк служби шахти

Шахта, як підприємство вугільної промисловості, характеризується якісними і кількісними параметрами.

Якісні характеристики включають відомості, які визначають принципові особливості підприємств і можуть бути виражені тільки шляхом їх опису, наприклад, спосіб розкриття і підготовки шахтного поля.

Кількісні характеристики (параметри) шахти виражають за допомогою чисел. До основних кількісних параметрів відносять: виробничу потужність, строк служби шахти, балансові і промислові запаси, розміри шахтного поля по простяганню і падінню. Річну виробничу потужність шахти можна визначити за формулою П.З.Звягіна:

(1.5)



де: С₁,??, К₁, К₂, К_пр- розрахункові коефіцієнти, що характеризують капітальні та експлуатаційні витрати;

Е_н - нормативний коефіцієнт порівняльної ефективності капіталовкладень, Е_н=0,15;

Z_пром - промислові запаси шахтного поля.

Із таблиці значень розрахункових коефіцієнтів для пологого залягання пластів приймаємо С₁=28; ??=4,4+0,18 А_{заб.міс}; К₁=3307; K₂=25,1; К_пр=0,000134.

А_виб. - місячна продуктивність очисного вибою, яку можна визначити за формулою:

А_виб =L_л·V_доб·n_доб·Р_ср ·С·10^-3 т (1.6)

де: L_л - довжина вибою;

V_доб - добове посування очисного вибою;

n_доб - кількість робочих днів в місяці;

Р_ср - середня продуктивність пластів;

С - коефіцієнт витягу вугілля в очисному вибої (С=0,97-0,99)

А_{заб.мес}=190·4,8·30·1,08·0,98·10^-3=28,9 тис. т

??=4,4+0,18·28,9=9,6

тис. т

Отриману по формулі розрахункову потужність шахти коригують до найближчого значення параметричного ряду. Приймаємо А'_ш.р=1,8 млн.т в рік.

Повний строк служби шахти (років) з урахуванням періодів розвитку і загасання видобутку t складе:

Т_п=Т_р+t_засв+t_заг (1.7)



де: Т_р - розрахунковий строк служби шахти:

Т_р= (1.8)

К_t - коефіцієнт, який вказує на нагрузку шахти в період розвитку та загасання гірничих робіт, приймаємо: при А_ш.г ? 1,8 млн. тн в год К_t = 2,5; при А_ш.г > 1,8 млн. тн в год К_t = 3,6.

t_засв. - час на засвоєння проектної потужності шахти, згідно норм технологічного проектування встановлюється:

- для шахт с річною виробничою потужністю менше 1,2 млн. т в рік - t_осв.? 2 роки;

- для шахт с річною виробничою потужністю більше 1,2 млн. т в рік, але менше 3 млн. т в рік - t_осв..? 3 роки;

- для шахт с річною виробничою потужністю більше 3 млн. т в рік - t_осв.= 3-5 років;

t_заг. - строк загасання видобутку до кінця відпрацювання запасів, він строго не регламентований, але повинен складати не більше 20% тривалості відпрацювання останнього горизонту: при пологому заляганні пластів t_заг.=2-3 роки; при круто-похилому і крутому заляганні t_заг.=1-2роки. Приймаємо t_заг=3 роки.

Т_п=42+2+3=47 років

Промислові запаси 79 672 309 т при виробничій потужності 1,8 млн.т в рік будуть відпрацьовані за 47 років.



2. Розкриття та підготовка шахтного поля

2.1 Вибір способу розкриття шахтного поля

В даному курсовому проекті необхідно розкрити 3 вугільні пласти, які залягають під кутом 12°. Потужність наносів складає 75м. Відстань між пластами h_1-2=70м, h_1-2=75м.

Найбільш поширеним способом розкриття шахтного поля на пологих пластах є розкриття вертикальними стволами з капітальним квершлагом. Його суть полягає в тому, що шахтне поле по падінню транспортним горизонтом ділиться на дві виїмкові ступені - бремсбергову та уклонну. Стволи (головний та допоміжний), що розташовуються на одному загальному проммайданчику, проводять до відмітки транспортного горизонту, а безпосереднє розкриття пластів здійснюється капітальним квершлагом, проведеним від приствольного двору.

Спочатку відпрацьовують пласти бремсбергової частини, потім - уклонної. Свіже повітря в шахту поступає по допоміжному стволу у виробки транспортного горизонту. При відпрацюванні бремсбергової ступіні він по ходках бремсбергів поступає в ярусні конвеєрні штреки, потім - в очисні забої, далі по ланцюгу вентиляційних виробок - на поверхню. При відпрацюванні уклонної ступіні повітря для провітрювання поступає по одному з хідників, далі, пройшовши по ланцюгу повітряпровідних виробок, вихідний струмінь по іншому ходку піднімається вгору, до транспортного горизонту. Для видачі вихідного струменя на поверхню необхідно мати спеціальні вентиляційні виробки (штреки, квершлаг, шурфи та ін.).

Доставка вугілля як з бремсбергової, так і з уклонної ступіні здійснюється на загальний транспортний горизонт. Капітальний квершлаг, пройдений на цьому горизонті, служить весь термін відпрацювання запасів шахтного поля.

При правильній конфігурації шахтного поля у вигляді прямокутника та витриманої потужності пласта найвигідніше місце закладки головного ствола по простяганню знаходитиметься в середині шахтного поля.

Глибину вертикальних стволів визначають по формулі:

H_ств=m_н+H_з+0,5H·sinб (2.1)

де: m_n - потужність наносів;

Н_з - глибина зумпфа (25 и 6м), м;

Н - розмір шахтного поля по падінню;

б - кут падіння пластів, град.

H_{ств.гол}=75+25+0,5·3500·sin14°=523 м

Н_{ств.доп}=75+6+0,5·3500· sin14°=504 м

2.2 Підготовка шахтного поля

Залежно від гірничо-геологічних умов в даному курсовому проекті приймаємо панельний спосіб підготовки шахтного поля, який раціонально застосовувати при розробці горизонтальних та пологих пластів з кутами падіння до 18°.

Сутність панельної підготовки полягає в тому, що на рівні приствольного двору проводиться головний відкатний штрек. Потім в межах кожної панелі проводять панельні бремсберги (уклони) з ходками. Кожна панель відпрацьовується частинами по простяганню, що називаються ярусами.

Розмір панелі за простяганням 3950 м, за падінням - 1750 м.

Провітрювання очисних та підготовчих виробок в панелях здійснюється через центрально-подвоєні стволи або через один ствол та шурф, проведені для кожної панелі.



2.3 Визначення довжини діючих очисних забоїв

Довжина діючих очисних вибоїв на кожному з одночасно розроблюваних пластів визначається за формулою:

h_д= (2.2)

де: - річна проектна потужність шахти, т;

К_оч - коефіцієнт, що враховує видобуток вугілля з очисних вибоїв. Приймаємо К_оч=1;

?p - сумарна продуктивність пластів, що розробляються одночасно.

?p=(m₁+m₂)·г, т/м²; (2.3)

?p=(0,75+0,80)·1,32=2,05 т/м²

С₀ - коефіцієнт вилучення відбитого вугілля (С₀=0,98);

V_р - річне просування діючої лінії очисних вибоїв по шахті, м, визначається за формулою:

V_р=N·V_c·K_г, м 2.4)

де: N - число робочих днів у році з видобутку (N=360);

V_c - середньодобове посування очисних вибоїв, м (V_c=4,8м);

K_г - коефіцієнт, що враховує гірничо-геологічні умови, що впливають на ритмічність роботи лави. Приймаємо K_г=0,98.

V_р=360·4,8·0,98=1693 м

Сумарна довжина діючої лінії очисних; вибоїв по шахті :



h_д.ш.=h_д·n_о.р. (2.5)

де: n_о.р. - число одночасно розроблюваних пластів. Приймаємо n_о.р.=2.

H_д.ш.=2·529=1058 м

Далі обчислюють число лав на пласті за формулою:

N_л= h_д /L_л (2.6)

n_л= 529/190=2,78 лави

Приймаємо 3 лави.

Число лав по шахті:

n_л.ш.= h_д.ш. /L_л (2.7)

n_л.ш.= 1058/190=5,6 лави

Приймаємо 6 лав.

Приймаємо 1 резервно-діючий забій по шахті, ?n_рез=1.

Сумарна довжина резервно-діючої лінії очисних вибоїв :

?L_рез=?n_рез·L_л (2.8)

?L_рез=1·190=190 м.

Загальна кількість лав по шахті складе:

?n_л.общ.=n_л.ш.+n_л.рез (2.9)

?n_л.общ.=6+1=7

Довжина загальної лінії очисних вибоїв по шахті:



?L_заг= (n_л.ш.+n_л.рез) ·L_л (2.10)

?L_заг= (6+1) ·190=1330 м.

Середня продуктивність пласта в групі одночасно розроблюваних пластів:

P_cр.=?p / n_op (2.11)

P_cр.=2,05 / 2=1,03 т/м²

Добове навантаження на діючу лаву при виконанні прийнятого графіка роботи по пластах:

(2.12)

=190·4,8·1,03·0,98=920 т

На таке навантаження на лаву необхідно вести розрахунок технічних засобів обслуговуючих лаву.

Максимально можлива добовий видобуток шахти за умови одночасної роботи всіх діючих і резервно - діючих лав повне число робочих змін складе:

А_ш(мах)=?L_заг.·Vд_сут·p_ср·С (2.13)

А_ш(мах)=1330·4,8·1,03·0,98=6444 т

Коефіцієнт резерву виробничої потужності шахти по очисних вибоїв:

К_рез= А_ш(мах)/А_ш.доб (2.14)

де: А_ш.доб - добова виробнича потужність шахти:



А_ш.доб=А_ш.р / N_доб (2.15)

А_ш.доб=1800000/ 360=5000 т/доб

К_рез= 6444/5000=1,29

Резерв виробничої потужності по очисним вибоям складає 29%, що забезпечує безперебійний видобуток вугілля.



3. Вибір системи розробки на дільниці, що проектується

В даному курсовому проекті у зв'язку з тим, що був вибраний панельний спосіб підготовки шахтного поля вибираємо стовпову систему розробки лава-ярус.

При стовповій системі розробки всі підготовчі виробки у виїмковому полі проводять до початку очисної виїмки. Стовпова система дозволяє відпрацьовувати підготовлений стовп в зворотному порядку - від меж до центру шахтного поля, що дозволяє погашати частину виробок. Очисні забої при стовповій системі на пологих та похилих пластах мають прямолінійну форму.

Основні переваги стовпової системи:

· проведення виїмкових виробок в масиві, не схильному до безпосереднього впливу очисних робіт, та відповідно до цього велика їх стійкість;

· розділення у просторі та часі підготовчих і очисних робіт у виїмковому полі; детальна розвідка;

· отримання додаткової інформації про гірничо-геологічні умови залягання пласта при підготовці запасів до виїмки;

· можливість погашення виїмкових виробок у міру посування очисних забоїв; відсутність витоків повітря через вироблений простір.

Недоліки стовпової системи:

· великий об'єм проведення виробок до початку очисних робіт;

· складність провітрювання довгих виїмкових виробок при їх проведенні, особливо на високогазоносних пластах; складність обслуговування гірничих робіт;

· необхідність підтримки довгих виїмкових виробок як в період їх проведення, так і під час ведення очисних робіт.

Керування гірським тиском в лаві здійснюється повним обваленням.



4. Вибір технологічної схеми та механізації очисних робіт

4.1 Вибір забійного обладнання

Основними критеріями при виборі типу та типоразміру механізованого кріплення для конкретних гірничо-геологічних умов являються корисна потужність пласта m=0,75м з кутом залягання пласта б=12°.

На підставі вище приведених обґрунтувань приймаємо механізований комплекс МДМ в складі:

- механізоване кріплення ДМ;

- виїмковий комбайн УКД-200/250;

- скребковий конвеєр в лаві - СП-250

Кріплення механізоване ДМ, підтримуюче-огороджувального типу призначене для механізації процесів підтримання й управління покрівлею у привибійному просторі лави при відпрацюванні пластів потужністю 0,85-1,5 м у складі комплексів з комбайнами УКД300, УКД200/250, КА80, КА200, 1К103М, 1К101У, 1К101УД, РКУ10, ГШ200 і конвеєрами КСД26, КСД26В, СПЦ-26, СПЦ-163, СПЦ-273, СП-250, СП-251, СП-301, а також зі струговою установкою С700. Середній ресурс кріплення до першого капітального ремонту 40000 годин.

Підвищення продуктивності і зручності ведення робіт відбувається за рахунок зменшеного тиску на підошву в зоні носка основи і наявності механізму підйому основи для роботи в умовах слабких ґрунтів; відкритого розташування механізму переміщення з жорстким укороченим штовхачем; відкритого доступу до елементів гідросистеми з робочого простору.

Таблиця 4.1 - Технічна характеристика механізованого кріплення ДМ

№ п/п	Найменування основних параметрів та розмірів	Од. вим.	Значення
1	Потужність пласта	м	0,80-1,5
2	Кут залягання пласта - по простяганню - по падінню	град.	до 35є до 10є
3	Питомий опір на 1 мІ підтримуваної площі	кН/мІ	385-505
4	Опір секції	кН	1840-2800
5	Коефіцієнт гідравлічної розсувності		2,1
6	Зусилля пересування секції	кН	300
7	Крок встановлення секції	м	1,5
8	Крок пересування	м	0,63; 0,7;0,8
9	Коефіцієнт перекриття покрівлі		0,9
10	Габаритні розміри секції: - висота - ширина	мм	610-1500 1370-1440
11	Маса секції	т	7,25-7,3

Комбайн очисний вузькозахватний УКД-200/250 призначений для механізованого виймання вугілля у складі очисних комплексів МКД80, МКД90, МКД90Т, МДМ, МДТ, МКДД, МДТР з конвеєрами КСД26, СП26У, СП36, СПЦ26, СПЦ163, СП251, СП301М/90УЗ в очисних вибоях пологих і похилих пластів потужністю 0,85-1,3 м за простяганням з кутами нахилу до 35°, а також за повстанням і , при опірності вугілля різанню до 360 кН/м.падінням з кутами до 10

Область застосування комбайна по стійкості покрівлі пласта й інших факторів визначається областю застосування механізованих комплексів, до складу яких входить комбайн.

Таблиця 4.2 - Технічна характеристика очисного комбайну УКД-200/250

№	Найменування показників	Значення показників
1	Продуктивність при опірності вугілля різанню, т/хв	3,3-5,5
2	Сумарна номінальна потужність електроприводу, кВт, в тому числі: - приводу виконавчих органів - приводу подачі	330 220 110 (2х55)
3	Номінальна напруга електроприводу, В	660; 1140
4	Діаметр виконавчого органу, мм	800; 900; 1000
5	Ширина захвату, мм	630; 700; 800
6	Тип механізму подачі	ВСП (ВСПУ)
7	Максимальна робоча швидкість подачі, м/хв.	5,0
8	Максимальне тягове зусилля, кН	200 (250)
9	Основтні розміри, мм, не більше: - довжина по осях виконавчих органв - висота корпусу в зоні кріплення від опорної поверхні конвеєра	5870 530
10	Маса комбайна, кг	14800

Конвеєр скребковий вибійний СП250Призначений для роботи, як у складі механізованих комплексів, так і з індивідуальним кріпленням і гідропересувачами по доставці вугілля, горючого сланцю або калійних руд з очисних вибоїв потужністю від 0,71 до 2,0 м при обробці похило-спадних пластів, що посуваються за простяганням з кутами падіння до 35о, за падінням або підняттям пласта до 10о в шахтах будь-якої категорії небезпеки по газу і пилу.

Конвеєр може застосовуватися зі всіма типами кріплень і комбайнів, відповідних потужностей пласта, що виготовляються в Україні і за кордоном. Приводи конвеєра обладнані пристроями для їх закріплення і пересування. Головний привід може комплектуватися гідравлічним пристроєм підйому для регулювання висоти пересипу.

Конвеєр комплектується апаратурою контролю скребкового конвеєра (АКСК), яка, окрім функції відключення електродвигунів при пориві тягового органа, володіє низкою додаткових діагностичних функцій, у т.ч. контроль навантаження на кожен електродвигун, контроль зміни швидкості, світлову індикацію відмови зі збереженням інформації в пам'яті, контроль справності електричних ланцюгів і ін.

Конвеєр має виконання СП250.12-48 для роботи в допоміжних виробках або штреках і виконання залавного насувного конвеєра-перевантажувача СП250.12-48КЗ для транспортування гірничої маси під час виконання заходів щодо підтримки транспортного штреку (ручне або механізоване зачищення підошви) з подальшим розвантаженням на підлавний скребковий перевантажувач типу ПТК800, ПТК1000 або СПЦ230. Також допускається застосування конвеєра для транспортування гірничої маси від вибійного конвеєра з подальшим розвантаженням на підлавний скребковий перевантажувач.

Таблиця 4.3 - Технічна характеристика скребкового конвеєру СП-250

№	Найменування показників	Значення показників
1	Продуктивність т/год (т/хв)	430
2	Довжина конвеєра, в поставці, м	до 200
3	Кількість електродв, шт.	2
4	Електродвигуни: - номінальна потужність, кВт - напруга живлення, В	110 1140/660
5	Швидкість руху тягового органа, м/с - основна (робоча)	1,0
6	Тяговий орган: - кількість та розташування ланцюгів, шт. - тип ланцюга (калібр, крок, клас міцності) - крок установки скребків, мм	два в спрямовуючих боковинах риштаків, відстань 500 мм 18х64 1032
7	Риштачний постав (по боковинах),мм - висота профілю - ширина риштака - довжина риштака	1024 190; 205 642 1500

4.2 Перевірочний розрахунок довжини лави

4.2.1 Визначення довжини лави

При перевірці довжини лави необхідно враховувати наступні фактори:

- комплексну довжину прийнятого механізованого комплексу (міх. кріплення);

- як правило, кільцеві ділянки лави, в тому числі і ніші, кріпляться індивідуальним кріпленням.

Таким чином, довжина лави орієнтовно визначається з вираження:



L_л=L_м.к+L_н.кр (4.1)

де: L_м.к - комплексна довжина механізованого комплексу (мех. кріплення), м;

L_н.кр - довжина лави закріплена індивідуальним кріпленням, м. При роботі комбайнів з самозарубуючим виконавчим органом L_н.кр=0.

L_л=190+0=190 м.

4.2.2 Розрахунок довжини лави по техніко-організаційним чинникам

Довжина лави по цих факторах залежить головним чином від продуктивності виїмкових машин, прийнятого режиму організації робіт і величини витрат часу на виконання окремих робочих операцій.

Для човникової схеми довжина лави визначається за формулою:

(4.2)

де: Т _см - тривалість видобувної зміни, Т _см = 6 год або 360 хв;

t_п.з - час на підготовчо-заключні операції; норматив часу на ці операції для своєчасних вузькозахватних комбайнів t п.З = 15-18 хв. в зміну;

t_пр - час на підривання в нішах і провітрювання лави (t пр. = 5-7хв);

N_см - число видобувних змін на добу: Nсм = 3;

t_к.о - час на кінцеві операції (підготовку комбайна до виїмці наступної смуги); залежить від схеми взаємодії кріплення; конвеєра і комбайна комплексу; обумовленої нерідко їх конструктивними особливостями. Для орієнтовних розрахунків можна приймати t_к.о - 20 - 30хв. за один цикл;

N_ц - ціле число циклів на добу або в зміну коли Nсм = 1. Якщо розрахунок ведеться на добу, (тобто Nсм = 3), то число циклів, що припадають на одну зміну, не обов'язково має бути цілим числом, але бажано;

k - коефіцієнт, що враховує вимушені простої і втрати робочого часу, k = 0.80 - 0.96;

V_n - швидкість подачі виїмкових машин (комбайна);

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

r - ширина захвату комбайна або виймаємої смуги вугілля, м;

m - виймаєма потужність пласта, м;

z - витрата зубків на 1м³ вугілля в цілику шт/м³; він береться в межах z=0,02-0,005шт/м³ в залежності від міцності вугілля і якості матеріалу армування зубків; при дуже міцному вугіллі z=0,08-0,1 шт/м³;

t_в - час, на різного роду допоміжні операції, які не перекриваються роботою комбайна з виїмки, віднесене до 1 м довжини лави; цей час по-різному для різних комбайнів і комплексів (tв = 0,08 - 0,3 хв на 1 м виїмки);

L_н - сумарна довжина верхньої та нижньої ніш м., при роботі комбайнів з самозарубуючим виконавчим органом L_н.кр=0.

4.2.3 Перевірка довжини лави за газовим чинником

Перевірка прийнятої довжини лави по газовому чиннику робиться по формулі:

(4.3)

де: S_св - площа поперечного перерізу призабійного простору очисного забою у світлу (прохідний переріз для повітря). З технічної характеристики комплексу S_св=2,5 м²;

V_max - максимально допустима швидкість руху повітря в лаві; згідно ПБ V_max=4 м/с;

d - допустима концентрація метану у вихідному вентиляційному струмені лави, % (d=1,0%);

k_о.з. - коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, що безпосередньо примикає до призабійного; приймаємо із таблиці k_о.з.=1,2;

u - посування вибою за добу (u=4,8 м);

g_л - відносна газовість очисного забою м³/т доб.вид.( g_л=7 м³/т доб.вид.);

k_н- - коефіцієнт нерівномірності виділення метану в залежності від значення абсолютного газовиділення J. Приймаємо із таблиці k_н=1,56;

К_пд - коефіцієнт природної дегазації, залежить від швидкості посування вибою, характеризує природну дегазацію джерел виділення метану в період відсутності видобувних робіт. Приймаємо К_ед=0,87.

4.3 Визначення навантаження на очисний вибій

На підставі нормативів технологічного режиму роботи очисних і прохідницьких комбайнів для шахт Західного Донбасу, середньодобове навантаження на очисний вибій розраховується за формулою:

А_доб=360·N_зм·k_м·V_n·r·m·г·C (4.4)

де: 360 - встановлена тривалість зміни, хв..;

N_зм - кількість змін з видобутку (N_зм=3);

k_м - нормативний коефіцієнт машинного часу (k_м=0,49);

V_n - швидкість подачі комбайну, м/хв. (V_п=2,15м/хв.);

r - ширина захвату комбайна, м (r = 0,8 м);

m - виймальна потужність пласта, м (m=0,75 м);

г - середня щільність вугілля, т/м³ (г=1,32 т/м³);

С - коефіцієнт витягу вугілля (С=0,98).

А_доб=360·3·0,49·2,15·0,8·0,75·1,32·0,98= 883 т/доб.

Видобуток з однієї смуги складе:

А_ц=l·m·r·г·C (4.5)

А_ц=190·0,75·0,8·1,32·0,98=147 т

Число смуг, що виймається за зміну:

(4.6)



5. Вибір способу керування покрівлею. Розрахунок паспорту кріплення лави

5.1 Вибір способу керування покрівлею

В даному курсовому проекті виходячи із стійкості покрівлі, потужності пласта, його будови, швидкості посування очисного забою вибираємо спосіб керування покрівлею повним обваленням. Значною мірою на вибір вплинуло застосування механізованого кріплення.

При механізованому кріпленні породи покрівлі у виробленому просторі обвалюються стихійно за пересуванням механізованого кріплення, тому крок посадки покрівлі зазвичай приймають рівним кроку пересування секції кріплення.

5.2 Вибір типу кріплення

Тип кріплення вибирається для конкретних гірничо-геологічних умов залягання пласта з урахуванням техніко-економічних вимог.

Потужність пласта не є постійною величиною. Вона може застосовуватися в межах очисного вибою і по довжині виїмкового поля.

Максимальна і мінімальна потужність пласта визначається за формулами:

M_max=m+Дm (5.1)

M_min=m-Дm (5.2)

де: m - середнє (задане) значення потужності, м (m=0,75 м);

Дm - відхилення потужності пласта від його середнього значення, м

Дm=0,03·m (5.3)

Дm=0,75·0,03=0,02 м

M_max=0,75+0,02=0,77 м

M_min=0,75-0,03=0,72 м

Згідно вихідних даних курсового проекту породи покрівлі за навантаженими властивостями відносяться до важкообвалених (А₃), а за стійкістю - стійкими (Б₅).

Перевірка механізованого кріплення по розсувністю проводиться по формулам:

H_max=M_max-б·M_max·l_п (5.4)

H_min=M_min-б·M_min·l_з-? (5.5)

де: H_max; H_min - необхідні максимальна і мінімальна висоти секцій кріплення м.

m_max; m_min - необхідні максимальна і мінімальна потужності пласта в межах виїмкового поля, м.

l_n; l_з - відповідно, відстань від вибою до передньої і задньої осі стійок кріплення, l_п=2,97 м, l_з=3,79 м;

- запас розсуванню стійок механізованого кріплення, м. б=0,015 м, =0,03.

H_max=0,77-0,015·0,77·2,97=0,74 м.

H_min=0,72-0,015·0,72·3,79-0,03=0,65 м.

Вибране механізоване кріплення придатне, якщо H_min?m_н, і H_max?m_в; де: m_н і m_в - межі нижньої та верхньої придатності комплексів за потужністю пласта. З технічної характеристики кріплення m_н=0,8м, m_в=1,5м.

0,65м <0,8м 0,74м <1,5м

Умова не виконується. Механізоване кріплення ДМ не задовольняє гірничо-геологічним та гірничотехнічним умовам при відпрацюванні даної лави, тому необхідно виймати вугільний пласт с присічкою порід підошви.



5.3 Перевірка несущої здатності секції кріплення

Секції кріплення повинні витримати вагу безпосередньої покрівлі з урахуванням можливого її зависання у виробленому просторі лави.

Відповідно до розрахункової схеми навантаження R на підтримуючу частину секції кріплення складе:

, т (5.6)

де: b_кріп., крок установки кріплення, м; b_кріп=1,5 м;

l_кр - довжина кріплення, м; l_кр=3,71м ;

h_нк - висота безпосередньої покрівлі, м; (h_н.к.=1,8м);

l_кон - можлива величина зависання покрівлі, м;

- середня щільність порід, т/м³; (г=2,35 т/м³).

Розмір консолі (кроку обрушення) блоку можна визначити за формулою:

(5.7)

де: h_н - потужність безпосередньої покрівлі, м;

б_п - межа опору порід покрівлі вигину, МПа. Із таблиці вибираємо б_п=5 МПа;

г_ср- середня щільність порід безпосередньої покрівлі, т/м³;

R=1,5·(1,13+3,71+0,8)·1,8·2,35·10=358кН/м²

Площа верхняка механізованого кріплення S складе:



S=b_кріп·l_кр, м² (5.8)

S=1,5·3,71=5,56 м²

Навантаження R₁ на 1 м² секції кріплення складе:

, кН/м² (5.9)

кН/м²

Кріплення витримає вагу безпосередньої покрівлі, якщо збережеться умова R_н?R₁,

де R_н - паспортний опір підтримуючої частини секції кріплення, кН/м²,

R₁ - навантаження на 1 м² секції кріплення, кН/м².

485?64 кН/м², таким чином умова виконана

Кількість секцій кріплення в лаві визначається по формулі:

(5.10)

де: L_м - довжина машинної частини лави, м (L_м=190 м);

Q_c - крок встановлення секцій кріплення, м (Q_c=1,5 м).



6. Розрахунок витрати повітря для провітрювання очисного вибою

6.1 Розрахунок кількості повітря за газовим фактором

Витрата повітря для провітрювання очисної виробки (лави) Q_оч по виділенню метану визначається за формулою:

(6.1)

де: J_оч - середнє очікуване (фактичне) газовиділення в очисній виробці, м³/хв. Із вихідних даних J_оч=4,8м³/хв;

k_н - коефіцієнт нерівномірності метановиділення, значення коефіцієнта нерівномірності береться з таблиці k_н=1,56;

С - допустима, згідно ПБ, концентрація метану у вихідному по очисній виробці вентиляційному струмені, 1 %;

С₀ - концентрація газу в надходячи на виїмкову ділянку вентиляційному струмені, %. Приймаємо С₀=0,05%.

Витрата повітря для провітрювання лав при максимально допустимому навантаженню на лаву за газовим фактором (метановиділення) визначається за формулою:

(6.2)

де:Q_оч.мах - максимальна витрата повітря, яку можна подати в очисну виробку,м³/хв.;

k_о.з - коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, що безпосередньо прилягає до привибійного;

S_оч.min - мінімальна площа поперечного перерізу привибійного простору очисної виробки у світлі, м²; приймається згідно технічної характеристики кріплення, S_оч.min=2,5м².

6.2 Розрахунок кількості повітря за числом людей

Даний розрахунок здійснюється по формулі:

Q_оч =6·n_чел· k_о.з (6.3)

де: n_чел - найбільше число одночасно працюючих в очисній виробці людей;

k_о.з. - коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, що безпосередньо прилягає до привибійного.

Q_оч =6·20·1,2=144 м³/хв.

6.3 Розрахунок витрати повітря з умов оптимальної швидкості за пиловим фактором

Здійснюється за формулою:

Q_оч =60·S_оч.min·V_опт·k_о.з. (6.4)

де: V_опт - оптимальна швидкість повітря в прівибійному просторі лави, м/с; приймається 1,6 м/с.

Q_оч =60·2,5·1,6·1,2=288 м³/хв.



6.4 Перевірка витрати повітря за швидкістю

Здійснюється за такими формулами:

- по мінімальній швидкості повітря в очисній виробці:

Q_оч =60·S_оч.max·V_min·k_о.з. (6.5)

де: S_оч.mах максимальна площа поперечного перерізу призабійного простору очисної виробки у світлі, м², приймається S_оч.max=2,5 м²;

V_min - мінімально допустима швидкість повітря в очисній виробці м / с; приймається згідно ПБ V_min=0,25 м/с.

Q_оч =60·2,5·0,25·1,2=45 м³/хв

- по максимальній швидкості повітря в очисній виробці

Q_оч.max=60·S_оч.min·V_max·k_о.з (6.6)

де: Q_оч.max - максимальна витрата повітря, яку можна подати в очисну виробку, м³/хв;

Q_оч =60·2,5·4·1,2=720 м³/хв

Згідно розрахунку кількості повітря по газовому фактору потрібно 788 м³/хв. Перевірка за швидкістю повітря показала, що при максимальній швидкості лава зможе пропустити 720 м³/хв. Отже треба проводити роботи з дегазації.



7. Організація робіт в очисному вибої

7.1 Розрахунок тривалості циклу виїмки вугілля комбайном

Тривалість циклу виїмки вугілля комбайном визначається по формулі

(7.1)

де: t_o - «чистий» час виїмки вугілля комбайном, хв..

(7.2)

l_n - довжина лави, м;

?l_н - сумарна довжина ніш,м (?l_н=0);

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

t_o= =88 хв.

t_в - тривалість виконання супутніх виїмки допоміжних операцій, хв. (Опрацювання виконавчим органом, змінити його по висоті, прибирання вугілля з корпусу комбайна, огляд і заміна зубків, перевірка рівня масла і підтяжка кабелю).

Для вузькозахватних комбайнів:

t_в=0,087(l_n-?l_н), хв. (7.3)

t_в=0,087·(190-0)=17 хв.

?k=к₁·к₂·к₃·к₄ (7.4)



де: к₁ - коефіцієнт відпочинку. Приймаємо к₁=1,15;

к₂ - коефіцієнт, що враховує ступінь обводнення лави. Приймаємо к₂=1,1;

к₃ - коефіцієнт, що враховує категорію покрівлі. Приймаєм Б₅ к₃=1;

к₄ - коефіцієнт, що враховує кут падіння пласта. При б=12^° к₄=1,1.

?k=1,15·1,1·1·1,1=1,39

t_З - час руху комбайна при зачистці лави хв. При човниковій схемі виїмки t_З = 0.

t_к - виконання кінцевих операцій, хв. (t_к=25 хв.).

t_ц=(88+17)·1,39+0·1,39+25=170 хв.

7.2 Розрахунок кількості циклів та навантаження на очисний вибій

Кількість циклів розраховується за формулою:

(7.5)

де: t_доб - 1440 хв. - тривалість доби;

t_рем - 360 хв - тривалість ремонтної зміни;

t_п.в. - тривалість робіт з противикидних заходів (t_п.в.=0);

t_п.з. - тривалість підготовчо-заключних операцій, t_п.з.=15 хв.;

t_т.п. - тривалість неперекриваємих технологічних перерв в зміні (час на заряджання, підривання та провітрювання в нішах або підготовчій виробці, зміна складу вагонеток та ін.). Приймаємо 0 хв.

n - число змін з видобутку вугілля за добу, приймаємо n=3.

Приймаємо 6 циклів.

Добове навантаження на вибій визначається по формулі:

Q=m_в·l_л·r·г·n_ц·C, т/доб. (7.6)

Q=0,75·190·0,8·1,32·6·0,98=885 т/доб.

7.3 Технологічні процеси в очисному забої

Для обслуговування комплексу ДМ на виїмковій дільниці організовується комплексна бригада робітників. Всі роботи в лаві виконуватимуться змінними ланками, очолювані ланковими. Кожна ланка укомплектована робітниками, що уміють виконувати всі процеси, які входять в технологічний цикл по видобутку вугілля. До складу бригади, окрім ГРОЗ, входять допоміжні робітники по доставці матеріалів, обладнання та обслуговування гірничих виробок дільниці (ГРП), а також машиніст підземних установок по управлінню машин та механізмів на дільниці.

В добичні зміни здійснюється виїмка вугілля комбайном, пересування секцій кріплення, зачистка привибійної частини конвеєра, а також засувка конвеєра, пересування приводних голівок, кріплення кінцевих ділянок лави зі штреками та інші операції, пов'язані з виїмкою вугілля.

В ремонтну зміну виконуються наступні операції: огляд та профілактичний ремонт машин і механізмів; ремонт і наладка систем управління комплексу, гідравлічного та іншого обладнання; роботи по підтримці бортового та збірного штреків; доставка матеріалів та обладнання; пересування енергопотягу та перевантажувача із скороченням стрічкового конвеєра; установка випереджаючого кріплення та інші додаткові заходи, що підвищують безпеку та ефективність роботи на дільниці.

7.3.1 Виїмка вугілля комбайном

Виїмка вугілля здійснюється комбайном УКД-200/250, який працює за човниковою схемою. На початку зміни ГРОЗ та МГВМ приймають зміну, оглядають та приводять в безпечний стан робоче місце, заміряється зміст метану, готують робочі інструменти. Перед початком виїмки МГВМ разом з помічником оглядають та проводять випробування комбайна, перевіряють рівень масла в редукторах, при необхідності доливають його, оглядають та замінюють зубки, усувають дрібні несправності, перевіряють натягнення тягового ланцюга.

ГРОЗ в цей час оглядають лаву, перевіряють стан кріплення кабелеукладача, стан гідроблоків, шлангів, трубопроводів та випробовують конвеєр.

Після підготовки комплексу до роботи приступають до виїмки вугілля.

Машиніст подає звуковий сигнал, включає конвеєр, систему зрошування, і комбайн виконує витягання вугілля.

Під час роботи комбайна МГВМ та ГРОЗ стежать за виїмкою вугілля, регулюють положення виконавчих органів по потужності пласта, не допускаючи залишення "земника" та верхньої пачки вугілля, викривлення забою лави, зачеплення виконавчим органом за перекриття кріплення, оглядають та замінюють різці, спостерігають за роботою кабелеукладача, за станом запобіжного каната, прибирають грудкик вугілля, що падають на комбайн, стежать за сигналами ГРОЗ. Услід за проходом комбайна 2 ГРОЗ виконують оборку забою, розбиття великих грудок вугілля та породи, вручну навантажують на конвеєр грудки, що впали.

7.3.2 Пересувка секцій механізованого кріплення

Вслід за виїмкою вугілля виконується пересування секцій механізованої кріплення.

На пересуванні кріплення зайняті 3 ГРОЗ. Зачистивши основу секції кріплення та навантаживши вугілля на конвеєр, ГРОЗ поворотом рукоятки блока управління секції, знімає навантаження зі стояків секції та перекриття опускається. Управляючи домкратом пересування, ГРОЗ виконує підтяжку розвантаженої секції до грудей забою на крок пересування ? 0,8 м. По закінченню пересування ГРОЗ встановлює рукоятку в положення на розпір секції. Встановивши секцію кріплення під навантаженням, він повертає рукоятку в нейтральне положення. Зняття навантаження з чергової секції виконується тільки після того, як секція, що стоїть поряд, буде встановлена "під навантаженням".

У такій же послідовності виконують операції по пересуванню секцій кріплення по усій довжині лави. По мірі необхідності під час пересування вирівнюють нахилені секції, закладають обаполи за козирки перекриття секцій кріплення, де потрібне затягування покрівлі.

7.3.3 Переміщення конвеєра

Пересування конвеєра в лаві здійснюється "хвилею", яка має довжину 12-14м. Пересування конвеєра виконує ланковий на відстані 14-16м (10-12 риштаків) від корпусу комбайна, а зачистку зони між навісним обладнанням та секціями кріплення після пересування конвеєра виконують ГРОЗ (5) та (6).

7.3.4 Зарубка комбайна та засувка кінцевої частини конвеєра

При самозарубуванні комбайна косим заїздом, останній, вирубавшись на штрек після зняття чергової смуги вугілля - зупиняється, після цього робиться зміна розташування виконавчого органу (перший штрек з боку лави підіймається, а другий опускається). Потім робиться зарубка комбайна косим заїздом в лаву на відстань 14-18 м з повною зарубкою виконавчого органу в пласт. Це робиться шляхом засувки криволінійної частини конвеєра з одночасною виїмкою частини смуги вугілля та частковою засувкою секцій кріплення, утворюючи при цьому уступ трикутної форми. Після цього знову робиться зміна розташування виконавчого органу (перший з боку лави опускається, а другий підіймається) і, рухаючись у бік бортового або збірного штреків, робиться виїмка трикутного уступу, що утворився, одночасно з засувкою конвеєрного ставу та секцій кріплення. При цьому секції кріплення при пересуванні (з відставанням від заднього виконавчого органу на відстані 1,5-2,5 м), встановлюються в паспортне положення, а конвеєрна лінія лавного конвеєра вирівнюється та виконується засувка приводної голівки.

По закінченню цієї операції комбайн переганяють в лаву на 14-18 м, після чого останній готовий до виїмки чергової смуги вугілля. Здача та прийом змін здійснюється безпосередньо на робочих місцях. Забороняється залишати комбайн на кінцевій ділянці лав та з незарубаним виконавчим органом в пласт.

7.3.5 Кріплення сполучення лави зі штреками

Дільничні підготовчі виробки кріпляться металевим арочним кріпленням КШПУ- 11,7, покрівля та боки виробки затягуються сітчастими затяжками та деревом. Відстань між рамами 0,8 м. Для посилення кріплення сполучення лави зі збірним та бортовим штреком застосовують уніфіковане кріплення сполучень УКС, а також пробивається кріплення посилення. Кріплення посилення (випереджаюче кріплення) представляє собою ремонтини діаметром 200 мм або гідравлічні стояки і встановлюють на відстані не менше 20 м попереду лави.

Кріплення лави між першою (останньою) секцією та бортом штреку здійснюється за допомогою дерев'яних рудстояків d=12-14 см, які встановлюється під дерев'яні бруси завдовжки 3,8 м.

Після відгону комбайна, секцію №2 (передостанню) пересувають та зливають і укладають на неї уздовж лави брус l=3,8 м, а другий кінець бруса заводитися на брус, закріплений стояками по бровці штреку, і секцію розтискають. Ці операції виконуються 2-ма ГРОЗ, при цьому один з них знаходитися на штреку і заводить брус в лаву, а другий під першою (останньою) секцією не перетягнутою секцією кріплення - укладають кінець бруса на другу (передостанню) перетягнуту секцію кріплення. Ці операції виконуються після ретельного огляду та оборки покрівлі за допомогою оборника. Потім пересувають (першу) (останню) секцію, зливають і на неї одним кінцем укладають дошку завтовшки не менше 40 мм (чи брус), а другою заводять на брус, закріплений стойками по бровці штреку.

Після другого пересування приводу лавного конвеєра, кріплення здійснюють в тому ж порядку та уздовж першої (останньою) секції встановлюють рудстояки з кроком 0,8 під брус l=3,8 м. Після кріплення сполучення пробивають органне кріплення і викладають костри. Ці операції виконують при зупиненому комбайні, конвеєрі лави та штрековому конвеєрі в присутності та під безпосереднім керівництвом гірничого майстра. Гідравлічні стояки (дерев'яні стояки) встановлені по штреках, мають бути надійно підв'язані до верхняків арочного кріплення.



8. Охорона праці при веденні очисних робіт

8.1 Боротьба з пилом

Шахтним пилом називають дрібні частки корисних копалини та порід, що підняті в атмосфері або осіли на підошву, покрівлю та боки гірничих виробок.

Шахтний пил призводить до захворювання такими хворобами, як силікоз та антракоз.

До протипилових заходів відносять наступні роботи:

- попереднє зволоження пластів - знижує пилоутворення на 50-90%;

- зрошування водою - застосовується при зарубці та відбійки вугілля, вантаженні та транспортуванні вугілля;

- водяні завіси.

Згідно ПБ, у випадках, коли технічними заходами не вдається понизити запиленість повітря, застосовують індивідуальні засоби захисту - протипилові респіратори.

Один з найбільш ефективних методів боротьби з пилоутворенням являється попереднє зволоження вугілля в масиві. Суть процесу полягає в нагнітанні в масив вугілля через свердловину робочої рідині, яка заповнює пори та тріщини в пласті.

З метою попередження вибухів вугільного пилу, боки та покрівля збірного штреку повинні періодично омиватися водою. "Заглушення" пилу, який утворився при виїмці вугілля та при навантаженні вугілля, здійснюється за допомогою зрошувальної системи.

Зрошування на пункті перевантаження вугілля здійснюється за допомогою зонтичних та конусних електричних форсунок, встановлених над місцями перевантаження. Витрати води складають 6 л/т.

Для знепилювання струменя повітря, що виходить з лави, на вентиляційній виробці в 10-15 м від забою встановлюють водяну завісу типу ВЗ-2М. Завіса включається автоматично з включенням комбайна, вимикається через 5 хвилин після виключення комбайна.

При керуванні покрівлею зрошування породи, яка обрушується, проводиться за допомогою фронтальної системи зрошування, встановленої на секціях кріплення. Система зрошування включається одночасно з початком пересування секцій кріплення. Тиск води в системі 30 кН/см² .

Вжиті заходи дозволять понизити запилена повітря на 95-98%, але навіть цього буде недостатньо для зниження рівня запиленої повітря по санітарних нормами, тому усі працівники дільниці зобов'язані використати при роботі захисні засоби.

8.2 Протипожежний захист дільниці

В цілях пожежної безпеки по виробках прокладається пожежно-зрошувальний трубопровід діаметром 150 мм. При проведенні магістральних виробок трубопровід розрахований на витрату води з витратою 80 м³/годину, дільничних ? 50м³/година. Трубопровід на кожному сполученні виробок обладнується пожежними гайками. В забої біля комбайна встановлюється пункт ДГК.

Нарощування пожежно-зрошувального трубопроводу здійснюється в ремонтну зміну ланками завдовжки 8?10 метрів. Ланки з'єднуються між собою фланцями за допомогою болтів та гайок. Пожежно-зрошувальний став підвішується у борту виробка на висоті 600 - 800 мм за допомогою дроту діаметром 6?8 мм в 2 скручування або на ланцюгах СП202 або крюках Д=16мм. Відставання ставу від забою не більше 40 метрів. У кінці ставу монтується пожежний кран і манометр.

Трубопровід по збірному штреку розрахований на витрату води, необхідну на пожежогасіння, облаштування пилозаглушення та УВПК. Витрати води не менше 100м³/годину. Трубопровід по бортовому штреку розрахований на витрату води не менше 50м³/годину.

Трубопровід збірного штреку через кожні 50м по довжині виробки обладнується пожежними кранами, через кожні 100м - двома вогнегасниками (ОПШ- 10 та ОХП- 10).

Трубопровід бортового штреку обладнується пожежними кранами через кожні 200м; двома вогнегасниками через кожні 300м (ОПШ- 10 і ОХП- 10).

РП обладнується двома вогнегасниками та ящиком з піском. По обидві сторони приводів стрічкових конвеєрів (по 10м) виробка обладнується пожежними гайками, пожежними рукавами із стволом, двома вогнегасниками, ящиком з піском, телефоном.

Виробка в районі установки приводних голівок стрічкових конвеєрів та 5м в обидві сторони має бути закріплене негорючим кріпленням.

Для забезпечення безпечної експлуатації та відвертання загоряння стрічки на приводній та кінцевій станціях конвеєрів та для виявлення і ліквідації пожеж в початковій стадії встановлюються облаштування УПЗ-1А, приводні голівки обладнуються установками пожежогасінні УВПК. Наявність води в протипожежному трубопроводі під тиском не менше 6 атм. Для контролю за зниженням тиску в ПЗТ (менше 6 атм), недопущення води при роботі конвеєрів на ПЗТ встановлюються ЕКМ. Наявність та справність усіх видів захисту конвеєрів апаратури АУК-1; КТВ-2, ДС, ДВ. Наявність та справність телефонів на голівках конвеєрів.

8.3 Контроль рудникового повітря

В даному проекті передбачені наступні заходи боротьби з метаном:

- щозмінний контроль вмісту метану в повітряному потоці.

Згідно з вимогами "Правил безпеки у вугільних шахтах" максимально допустимий вміст метану не повинен перевищувати:

- у вихідному струмені з очисного забою за відсутності апаратури АКМ - 1,0 %

- у вихідному струмені з очисного забою за наявності апаратури АКМ - 1,3 %

- у вихідному струмені крила, шахти - 0,75 %

- у вхідному струмені до виїмкової дільниці, очисної виробки, до забоїв тупикових виробок та в камери - 0,5 %

- місцеве скупчення метану в очисних, тупикових та інший виробках - 2 %

Щозмінний контроль здійснюється за допомогою переносних приладів ШІ-10, ШІ-11, "Сигнал-2" змінним наглядом дільниці та наглядом дільниці ВТБ.

8.4 Заходи по безпечному веденню очисних робіт

Під час роботи в лавах, обладнаних механізованими комплексами забороняється:

- кріпить лави змішаним кріпленням;

- застосовувати секції, які втратили опір гірському тиску;

- застосовувати гідростояки, що вийшли з ладу, інше устаткування;

- ГРОЗи при пересуванні секції кріплення зобов'язані знаходиться під розсуненою секцією поряд з тією, що пересувається;

- при виявленні та витоку емульсії з вузлів гідросистеми працівник повинен негайно повідомити про це ІТР;

- забороняється починати роботу в лаві без огляду робочого місця;

- після виїмки вугілля уздовж усієї лави, навантажувальне обладнання комбайна треба перенести на іншу сторону комбайна та змонтувати на ньому, не загороджуючи прохід.

Комбайн, працюючи з підошви при нахилу пласта 20°, має бути оснащеним запобіжними лебідками та дистанційним керуванням.



Висновок

В курсовому проекті вибраний спосіб розкриття - двома центрально-подвоєними вертикальними стволами та капітальним квершлагом. Підготовка пласта - панельна. Система розробки - стовпова..

Вибране механізоване кріплення ДМ, очисний комбайн УКД-200/250, скребковий конвеєр СП-250.

Кількість циклів за добу складає - 6. Добове навантаження на вибій - 885 т/добу.

Промислові запаси 79 672 309 т при виробничій потужності 1,8 млн.т в рік будуть відпрацьовані за 47 років.



Список літератури

1. Правила безпеки у вугільних шахтах. Київ, 2010

2. Правила технічної експлуатації вугільних шахт. - Мінвуглепром України, Київ, 2006

3. Руководство по проектированию и вентиляции шахт. - К.: Основа, 1994

4. Сборник инструкций к правилам безопасности в угольных шахтах. - К.: Основа, 1996

5. Килячков А.П. Вскрытие и системы разработки угольных месторождений - М: Недра, 1976.

6. Бурчаков А.С., Гринько Н.К., Ковальчук А.Б. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых - М: Недра, 1978.

7. Нурмухамедов Ю.К. Примеры и задачи по технологии горного производства - М: Недра, 1972.

8. Яцких В.Г. и др. Горные машинные комплексы - М: Недра, 1987.

9. Довідник з гірничого обладнання дільниць вугільних і сланцевих шахт: Навч. посібник / М.М. Табаченко, Р.О. Дичковський, В.С. Фальштинський та ін. - Д.: Національний гірничий універистет, 2012. - 432 с.

10. Методичні вказівки до виконання курсового проекту з дисципліни «Технологія підземної розробки корисних копалин» для студентів спеціальності 184 Гірництво «Підземна розробка корисних копалин». - Павлоград, 2018.

Размещено на Allbest.ru