Рационализация схемы проведения и крепления горной выработки

Размещено на http://www.allbest.ru/

2

Министерство образования и науки РФ

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования

«Кузбасский государственный технический университет имени Т.Ф. Горбачева»

КАФЕДРА РМПИ ПС

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

К курсовому проекту по дисциплине

«Основы горного дела»

Рационализация схемы проведения и крепления горной выработки

Выполнил:

студент группы ГП-112

Хардина Т.Н.

Руководитель:

Дмитриева Е.В.

Кемерово 2013

Содержание

Введение

1. Выбор формы поперечного сечения и типа крепи горной выработки

2.Определение площади поперечного сечения выработки

3.Расчёт арочной крепи

4.Технология проведения горной выработки

5.Расчёт проветривания выработки

6.Разработка графика организации работ

7.Определение стоимости проходки 1 м выработки

Заключение

Список рекомендуемой литературы

сечение арочная крепь горная выработка

Введение

Горнодобывающая промышленность поставляет народному хозяйству топливо, руды металлов, удобрения и другие необходимые минералы и горные породы, и ее развитие имеет первостепенное значение для экономики страны.

Подземная разработка полезного ископаемого требует проведения сети выработок, при этом большое значение имеет расположение выработок, обеспечивающих доступ к полезному ископаемому, и определенный порядок отработки запасов.

С проникновением на более глубокие горизонты усложняются способы разработки угольных месторождений: возрастают температура и газообильность, увеличивается опасность внезапных выбросов угля и газов, горных ударов. Наряду с эти требуется постоянное улучшение условий труда, техники безопасности, повышение производительности труда, снижение ее себестоимости. Решить эту проблему возможно только путем комплексного обоснования вопросов вскрытия, подготовки, систем разработки и механизации производственных процессов. В этом заключается главная задача курса.

Современная угольная шахта - это комплексно-механизированное и автоматизированное горнодобывающее предприятие большой мощности с высоким уровнем концентрации и интенсификации производства, имеющее поточный характер основных технологических процессов.

Курсовой проект выполняется с целью формирования навыков самостоятельного решения задач конструирования, проектирования и организации горных работ. Поэтому задачами курсового проекта являются: выбор рациональной схемы проведения и крепления горной выработки и расчет некоторых ее параметров.

1. Выбор формы поперечного сечения и типа крепи горной выработки

Так как выработка бремсберг имеет срок службы - 14 лет, то рекомендуется проводить выработку арочной формы сечения, крепить рамной арочной крепью и железобетонной затяжкой.

2. Определение площади поперечного сечения выработки

Площадь поперечного сечения определяется на основании:

? расчета по минимально допустимым зазорам;

- расчет по максимально допустимой скорости движения воздуха;

- сопоставление расчетных данных с требованиями правил безопасности (ПБ) о минимальной площади сечения.

Определим ширину выработки в свету:

В_р=т+А₁+P+А₂+n=0,4+1,63+0,4+1,4+0,7=4,53 м,

где т - зазор между крепью и монорельсом; A₁ -ширина конвейера; A₂ - ширина монорельса; P - зазор между конвейером и монорельсом, n- ширина прохода людей.

Рис.1. Расчетная схема для определения ширины выработки по транспорту

По результатам расчета округляем значение В_р до ближайшего большего значения в таблице, В_р=4680 мм. Принимаем S_св.тр в проходке 19,2 м², в свету 14,5 м² (после осадки), 16,2 м² (до осадки).

Определим площадь поперечного сечения в свету по воздуху.

S_св.в = Q/ V· 60=1900/8·60=3,95 м²,

где S - площадь поперечного сечения выработки, м²; Q - количество воздуха, проходящего при эксплуатации выработки (исходные данные), м³/мин;

V - максимально допустимая по ПБ скорость воздуха в выработке, м³/мин.

S_св.тр=14,5 м² (по таблице 6 из лабораторной работы «Определение площади поперечного сечения горной выработки»)

S_св.мин=6 м² (по таблице 8 из лабораторной работы «Определение площади поперечного сечения горной выработки»)

S_св.в=3,95 м²

м²

Принимаем площадь поперечного сечения в свету S_cв=14,5м²

Принимаем арочную подковообразную крепь СВП-27

M 1:50

Рис. 2. Изображение горной выработки в масштабе 1:50

3. Расчёт арочной крепи

3.1 Определение средневзвешенного сопротивления сжатию слоев пород

Средневзвешенное значение сопротивления пород сжатию R_скр определяют с учетом вмещающих выработку слоев, залегающих на расстояниях от контура сечения выработки в кровле 1,5b. Если в кровле выработки залегает слой однородных пород мощностью 2 м и более, то расчет производят не для всей высоты 1,5b, а только до этого слоя включительно.

Рис.3. Расчетная схема для бремсберга



где R - значение сопротивления пород одноосному сжатию в образце (R = 10f), МПа; k_c - коэффициент, учитывающий нарушенность массива пород.

;

кПа

3.2 Определение смещений пород на контуре выработки

Для точки C:

U_{р кр} =U_{т кр} k_б k_ш k_в=70·1·0,822·1,37=78,8 кПа;

Для точки D:

U_{р кр} =U_{т кр} k_б k_ш k_в=130·1·0,822·1,37=146,4 кПа,

где U_{т кр} - типовое смещения пород, определяемое по графикам в зависимости значения R_c пород кровли и глубины расположения выработки Н в точке C и D (184 и 305 м соответственно); k_б - коэффициент влияния угла залегания пород и направления проходки выработки относительно напластования пород (по таблице 2); k_ш - коэффициент влияния ширины выработки; k_в - коэффициент воздействия других выработок.

Коэффициент влияния ширины выработки k_ш определяется по формуле:

k_ш=0,2 (b-1)=0,2·(5,11-1)=0,822

где k_ш - коэффициент влияния ширины выработки; b - ширина в проходке, м.

Коэффициент воздействия других выработок k_в определяют по формуле

где k_в - коэффициент воздействия других выработок; k_l - определяется из табл. 3; b_п - ширина в проходке параллельной выработки, м (принимается b_п = b); l - расстояние до параллельно проводимой выработки, м.

3.3 Определение расчетной нагрузки на крепь

В точке С:

кПа

В точке D:

кПа

где - нормативная удельная нагрузка, кПа (по таблице 4); - коэффициент влияния способа проведения выработок (при комбайновом способе принимается равным 0,8); b - ширина выработки в проходке, м.

3.4 Расчет шага установки крепи

Для точки С:

;

Для точки D:

;

где q - расстояние между арками металлической податливой крепи; N - сопротивления одной рамы крепи (табл. 5); Р - на расчетную нагрузку.

Принимаем ближайшее меньшее значение из типового ряда, и окончательно устанавливаем, что шаг установки крепи в данной выработке в точке С будет равен 1 м, а в точке D - 0,7 м.

4. Технология проведения горной выработки

4.1 Принципиальный выбор технологии проведения

Под способом проведения горной выработки понимают систему действий, применяемую при проведении горной выработки. В зависимости от физических свойств горных пород, назначения, срока службы и площади поперечного сечения выработок различают обычные и специальные способы их проведения. Исходя из горно-геологических и производственно-технических условий, выбираем комбайновый способ проведения бремсберга.

4.2 Определение основных и вспомогательных производственных процессов, входящих в состав проходческого цикла

Основные процессы:

1.Выемка угля комбайном

2. Крепление выработки

Вспомогательные процессы:

3.Наращивание конвейера

4.Наращивание монорельса

5.Проведение водоотливной канавки

6.Навеска вентиляционной трубы

4.3 Определение величины подвигания забоя за цикл

Одним из главных технологических параметров проведения выработки является величина подвигания забоя за цикл l_ц. Для более простой организации работ величину подвигания за цикл следует принимать равной или кратной шагу установки крепи. Следовательно, в зависимости от глубины проведения работ, подвигание забоя за цикл будет равно 1 м.

4.4 Выбор проходческого оборудования

Для проведения бремсберга выбираем проходческий комбайн ГПКС. Проходческий комбайн ГПКС обеспечивает одновременную выемку угля и погрузку отбитой массы на ленточный конвейер КЛК-1200. Для доставки материалов и оборудования применяем монорельс М-1400.

Технические характеристики проходческого комбайна ГПКС

Производительность, не менее:

- по углю, м³/мин-1,42;

- по породе, м³/мин.- 0,23;

Мощность электродвигателей установленных:

на комбайне, суммарная, кВт.- 110

Мощность электродвигателя исполнительного органа, кВт

-длительном часовом режиме-55/75

Размеры комбайна, мм:

- длина (без перегружателя) -10500

- ширина- 1600

- высота (транспортная) 2100

Масса комбайна, т.- 25

Масса перегружателя, т. -2,45

Конвейер ленточный катучий модели “КЛК - 1200? позволяет транспортировать сыпучие и кусковые материалы. Направление движения может быть реверсивным.

Расположение привода может быть правым и левым, а конвейер в зависимости от длины может комплектоваться 1-3 приводами.

Таблица 1 Технические характеристики КЛК-1200

Ширина ленты, мм	1200
Скорость движения ленты, м/сек	1,25-3,15
Производительность, м3/час	550-1390
Габариты: ширина,мм высота	1630 1170

Таблица 2 Технические характеристики монорельса М 1400

Ширина,мм	1400
Тяговое усилие /кН/, не менее	27,02
Масса перевозимого груза (при длине дороги 2000м), кг, не более при угле наклона: 6 град. 9 град. 12 град. 15 град. 18 град. 20 град.	8000 6000 5300 4700 4000
Тип привода	эл. мех. с ассинхр. дв
Мощность привода, кВт	55
Количество посадочных мест, не более	32

4.5 Конструирование технологической схемы проведения

Процессы, который нельзя совмещать с другими - выемка угля комбайном и установка крепи. Остальные процессы можно совмещать друг с другом. Для сокращения продолжительности проходческого цикла вынесем в ремонтную смену проведение водоотливной канавки, наращивание монорельса и проведение воздуховода. Через 370 метров спаренная с бремсбергом выработка соединяется сбойкой.

Все члены бригады принимают и сдают смену на рабочих местах, проверяют состояние машин и механизмов, энергопитания, связи, оросительных, противопо-жарных и других устройств, направление выработки, прочность установленной крепи и наличие запаса ее элементов и других материалов, машинист комбайна и его помощник при необходимости заменяют в начале смены зубки на режущей головке, заливают масло в гидросистему комбайна; проходчики к началу работы комбайна занимают свои рабочие места и по сигналу машиниста приступают к работе; машинист включает комбайн и производит выемку угля по спиральной схеме (рис. 3) на расстояние, достаточное для установки одной рамы крепи, помощник машиниста следит за погрузкой угля, положением электрокабеля и направлением забоя; остальные члены бригады зачищают почву по бокам выработки, подготавливают лунки для установки крепи, подготавливают элементы крепи, обеспечивают непрерывность транспортирования угля из забоя и доставку крепежных материалов; при остановке комбайна проходчики возводят крепь с затяжкой в первую очередь кровли выработки, а машинист и его помощник используют это время для профилактики комбайна или помогают возводить крепь.

Рис. 4. Схема выемки заходки комбайном

5. Расчёт проветривания выработки

Для проветривания полевого конвейерного штрека в момент проходки будем использовать нагнетательный способ проветривания с механическим побудителем тяги, который подаёт свежий воздух из сквозной выработки в тупиковую по вентиляционным трубам. В месте установки ВМП имеется резервный вентилятор такого же типа с резервным питанием. Для контроля за количеством воздуха, поступающего в забой, устанавливается аппаратура АПТВ, которая сблокирована с общим пускателем. Для контроля концентрации метана в забое и на исходящей струе тупиковой выработки контроля ДМТ-3, которые также блокированы с групповым пускателем. При обнаружении недостаточного проветривания, при скоплении метана 2% и более необходимо снять напряжение в забое, вывести людей на свежую струю воздуха, восстановить посты сообщить начальнику смены.

Расчет проветривания тупиковой выработки включает в себя следующие этапы:

1. Определение расхода воздуха по выделению метана или по газам, образующимся при взрывных работах.

2. Определение расхода воздуха по числу людей.

3. Определение расхода воздуха по минимальной скорости воздуха в выработке.

4. Определение требуемой производительности и давления ВМП, выбор ВМП.

5. Определение расхода воздуха в месте установки ВМП

При проведении пластовых выработок проходческим комбайном расход воздуха по метановыделению определится по формуле:

где Q_зп - расход воздуха по метановыделению, м³/мин; I_п - метанообильность подготовительной выработки, м³/мин; С - допустимая концентрация СН₄ в исходящей вентиляционной струе, %; С_о - допустимая концентрация СН₄ в поступающей в забой струе, %.

По минимальной скорости движения воздуха расход воздуха определится по формуле

Q_{зп с}=60V_minS_cв=60·0,25·14,5=217,5 м³/мин;

где V_min - минимально допустимая по ПБ скорость воздуха в выработке, м/с².

По числу одновременно находящихся в выработке людей расход воздуха определится по формуле

Q_{зп л}=6n=6·11=66 м³/мин;

где n - число одновременно работающих в выработке людей (норма 6 м³/мин на одного человека).

Из полученных расчётов Q_зп выбираем большее значение, на основе которого определяем требуемую производительность ВМП:

Q_в= k_ут ·Q_зп=1,12·217,5 =243,6 м³/мин.

Для определения типа ВМП найдем значение депрессии:

h_в= Q_в²·R_тр· (0,59/ k_ут.тр+0,41)= 4,06²·1,63(0,59/1,12+0,41)= 25,17 даПа,

где h_в - давление вентилятора, даПа; Q_в - производительность ВМП, м³/с; R_тр.г - аэродинамическое сопротивление гибкого вентиляционного трубопровода без утечек воздуха, к? (?- Мюрг); k_ут.тр - коэффициент утечек воздуха в вентиляционном трубопроводе (согласно табл. 7.19 «Руководства по проектированию вентиляции угольных шахт»).

Аэродинамическое сопротивление гибкого вентиляционного трубопровода без утечек воздуха определяется по формуле

где d_тр - диаметр трубопровода ; r_тр - удельное аэродинамическое сопротивление гибкого вентиляционного без утечек воздуха, для диаметра 1 метр = 0,0051 кМ/м; n₁ и n₂ - число поворотов трубопровода на 90^о и 45^о, соответственно.

;

По значениям производительности ВМП (Q_в=4,5 м³/с) и депрессии (h_в=27, 8 даПа), выбираем вентилятор ВМ-5.

Таблица 2 Технические характеристики вентилятора ВМ-5

Номинальный диаметр, мм	600
Давление сжатого воздуха, МПа	0.5
Максимальный полный КПД	0.33
Полное давление, Па	200
Производительность, м3/с	5.2
Вес, кг:	340



6. Разработка графика организации работ

6.1 График выходов рабочих

На шахте приняты четыре шестичасовые смены. При этом первая смена ремонтно-подготовительная, а остальные по проведению выработки.

График организации работ при проведении горной выработки составляется, как правило, на сутки и содержит:

-планограмму организации работ;

-график выходов рабочих;

-таблицу технико-экономических показателей (ТЭП).

Разработка графика организации работ выполняется на основе норм на выполнение процессов, входящих в состав проходческого цикла.

Грамотно составленный график организации должен обеспечивать минимальную продолжительность проходческого цикла. Это достигается путем совмещения некоторых процессов проходческого цикла и выполнением вспомогательных процессов, по мере возможности, в ремонтно-подготовительную смену.

Для составления графика организации работ необходимо определить продолжительность каждого рабочего процесса проходческого цикла. На основе этих расчетов затем определяют продолжительность проходческого цикла и скорость проведения выработки. Принимаем существующий на шахте режим работы при проходке выработки и продолжительность рабочей смены. Продолжительность рабочей смены 6 часов.Рабочих смен в сутки 4.

Состав проходческого звена можно определить расчетным путем на основе трудоемкости проходческого цикла. Опыт работы подготовительных участков на шахтах Кузбасса показывает, что наиболее оптимальное число проходчиков составляет:

- при проведении выработки комбайном и креплении анкерной крепью 3 человека;

- при проведении выработки комбайном и креплении арочной крепью 4 человека;

- при буровзрывном способе проведения и креплении арочной крепью 4-6 человек.

Таблица 1

6.2 Определение продолжительности проходческого цикла и построение планограммы работ

Таблица 2

Наименование процесса	Единицы измерения	Объем на цикл	Норма выработки	Продолжитель-ность процесса, мин
			по сборнику	поправоч-ный коэффи-циент	установ-ленная
Проведение выработки	м	1	6,95	0,9	6,25	28
Крепление выработки	рама	1	1,1	0,9	0,99	10
Навеска вентиляционных труб	м	1	148	-	140	2,3
Наращивание ленточного конвейера	м	1	8,39	-	8,39	21
Устройство водоотливной канавки	м	1	5,4	1,5	8,1	22
Наращивание монорельса	м	1	19	-	19	9,4

Продолжительность процесса определяется по формуле:

t_i = t_см V_i / N_пр H_yi,

где t_см - продолжительность смены, мин;

N_пр - число проходчиков, выполняющих отдельный процесс;

Количество проходчиков N_пр для выполнения процессов, нормы для которых составлены на одного человека, принимается по нормам, ПБ.

На основе расчетных значений t_i строят планограмму организации работ.

Число циклов в смену определяют исходя из продолжительности одного цикла t_ц:

n_ц = t_см / t_ц ,

n_ц = 360 / 59 = 6,18

Число циклов в сутки n_с = n_ц *3?18.

Скорость проведения выработки можно определить по формуле:

V= n l_ц n_ц n_cм,

V = 25*1*6*3 =450 м/мес;

где V - месячная скорость подвигания забоя м/мес;

n- число рабочих дней в месяце;

l_ц - подвигание забоя за цикл, м;

n_ц - число циклов в смену;

n_cм - число смен по проведению выработки в сутки.

Расчётная производительность труда на выход, м/вых.:

м/вых.

где

n_я- явочный состав бригады.

n_c-количество смен в сутки

n_д-число рабочих дней в месяце

V - месячная скорость подвигания забоя м/мес;

Таблица ТЭП содержит основные показатели проведения выработки (таблица 4).

Таблица 4 Технико-экономические показатели

Показатель	Ед. изм.	Значение
Площадь сечения выработки в свету	м2	14,5
Тип крепи		СВП-27
Вид транспорта основного вспомогательного		КЛК-1200 М 1400
Продолжительность проходческого цикла	мин	59
Подвигание забоя за цикл	м	1
Число циклов в сутки	шт.	18
Число проходчиков в звене	чел.	4
Производительность труда проходчика	м/вых.	0,18
Скорость проведения выработки	м/мес.	450
Стоимость проведения 1м выработки	р.	8109

7. Определение себестоимости проведения 1 м выработки

Расчет себестоимости проведения горной выработки, как и других сложных технологических процессов на современном горном предприятии, является довольно трудоемким и выполняется специалистами с соответствующей подготовкой. Однако существуют затраты, которые составляют основу себестоимости. Для определения себестоимости проведения 1м выработки можно использовать формулу:

С= (С_м + С_з + С_а + С_э) / l_сут,

где С - себестоимость проведения 1м выработки, р.;

С_м - затраты на материалы, р.;

С_з - затраты на заработную плату, р.;

С_а - суточные амортизационные отчисления, р;

С_э - затраты на электроэнергию, р.;

l_сут - подвигание забоя за сутки, м.

Таблица 5 Затраты на материалы С_м

Наименование материала	Единицы измерения	Расход на сутки	Стоимость единицы, руб.	Сумма затрат на сутки, руб.
1. СВП 27	шт	18	4500	94500
3.ППС ф 100	м	18	190	3420
4.Лент. конвейер	м	18	600	10800
5. Вент. труба	м	18	150	2700
Элементы монорельсовой дороги -ветлюг -захват для анк.крепи	шт	18 18	506 460	9108 8280
Итого				128808

Таблица 6 Расчет суточного фонда заработной платы С_з

Профессии	Разряд	Кол-во выходов в сутки	Тарифная ставка, руб.	Районный коэффициент	Заработная плата
МГВМ	VI	4	311	93,3	1212,9
Проходчик	V	16	268	80,4	1045,2
Горнорабочий	V	5	268	80,4	1045,2
Эл-слесарь	III	6	208	6,4	811,2
Итого					4114,5

Таблица 7 Затраты на амортизацию С_а

Наименование оборудования	Количество	Стоим. Единицы, р.	Общая стоимость, р.	Норма амортизации, %	Амортизационные отчисления, р.
					за год	за сутки
ГПКС	1	2500000	-	20	500000	1369,8
ВМП-6	1	225000	-	20	45000	123,2
Монорельс	1	3439103	-	18	619038,5	1695,9
КЛК-1200	1	5144832	-	17	874621	2396,2
Итого					2038659,5	5585,2

Таблица 8 Затраты на электроэнергию С_э

Наименование потребителей	Количество	Общая мощность, кВт	Продолжительность работы, ч.	Расход, кВ/ч	Стоимость 1 кВт/ч, р.	Сумма затрат, р.
ГПКС	1	110	0,6	66	1,35	89,1
ВМП-6	1	50	24	1200	1,35	1620
Монорельс	1	110	6	660	1,35	891
КЛК-1200	1	200	18	3600	1,35	4860
Итого						7460,1

Стоимость 1 м выработки составит:

C = (128808+ 4114,5+5585,2+ 7460,1) / 18 = 8109 р.

Заключение

В результате проделанной работы, была решена задача по проведению бремсберга, при метанообильности выработки 2,1 мі/мин. т.е. было принято соответствующее оборудование для осуществления проекта. Были определены форма сечения выработки и размеры поперечного сечения выработки, а также был определен график организации работ. Скорость проведения выработки составила: в день 18 м; в месяц 450 метров. Себестоимость 1 погонного метра выработки составила C_общ =8109 руб.

Список литературы

1.Гелескул. М.Н. Справочник по креплению капитальных и подготовительных горных выработок / М.Н. Гелескул, В.Н. Каретников. - М.Недра, 1982. - 479 с.

2.Правила безопасности в угольных шахтах (ПБ 05-618-03). Сер. 05 Вып. 11/ колл. авт. -М.:Гос. унитар. предприятие «Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2003. - 296 с.

3.Подземный транспорт шахт и рудников: справочник /Л.И. Айзеншток [и др.]; под ред. Г.Я. Пейсаховича, И.П. Ремизова. - М.Недра, 1985. - 432 с.

4.Проходчик горных выработок: справ. изд. / под ред. А.И. Петрова. - М.Недра, 1991. - 646 с.

5.Егоров П.В. Проектирование шахт. Шахтные стволы, околоствольные дворы и поверхность шахт. Ч.З / П.В. Егоров, А.И. Набоков, К.А. Филимонов. - Кемерово, 2003. - 116 с.

6.Основы горного дела. Практикум для студентов / А.П. Андрианов [и др.] Кемерово, 2002. - 116 с.

7.Технологические схемы проведения подготовительных выработок проходческими комбайнами на угольных шахтах Кузбасса / М-во угольной промышленности СССР; Всесоюз. науч.-исслед. и проект.-конструкт. угольный институт; КузНИУИ /сост.: Н.Я. Макаров [и др.]. - Прокопьевск, 1990. - 125 с.

8.Паспорта подготовительных и очистных работ для шахт производственного объединения «Беловоуголь». Кемерово, 1992. - 102 с.

9.Основы горного дела / П.В. Егоров [и др.]. - М.:МГГИ, 2002 - 405с.

10.Рудничная вентиляция: справочник / под ред. К.З. Ушакова. - М.Недра, 1988. - 440 с.

11.Краткий справочник горного инженера угольной шахты. - М.Недра, 1982. - 454 с.

12.Единые нормы выработки (времени) для шахт Кузнецкого бассейна /Минуглепром СССР. - М., 1981. -556 с.

13.Скукин В.А. Экономика и менеджмент при проектировании угольных шахт: учеб. пособие / В.А. Скукин, А.Н. Супруненко. - Кемерово, 2004. - 198 с.

Размещено на Allbest.ru