Пройдений повітрьоподаючий ствол N20 до гор.830 м.

Пласт К₈ - розкритий з пласта L₃;

- на горизонті 107 м - двома горизонтальними квершлагами, на горизонті 310 м - двома похилими квершлагами, на гор.550 м - виробками околоствольного двору ствола N19. На гор.107 м – пласт розкритий також фланговим шурфом N37.

Пласт М₄⁰- розкритий з пласта L3 горизонтальним квершлагом на гор.107 м, а також вентиляційним шурфом N39, пройденим на горизонт 107 м. На гор.285 м розкритий горизонтальним квершлагом із стовбура N20.

Пласт М₅¹ - розкритий горизонтальними квершлагами з пласта М₄⁰ на горизонтах 107 м, 285 м.

Пласт L₁ - розкритий горизонтальним квершлагом з пласта L₃ на гор.310 м і похилими виробками з північного квершлагу пласта К8 на гор.107 м.

Пласт L₄ розкритий з вироблень пласта L3 горизонтальними квершлагами на гор.550 м.

Підготовка шахтного поля.

Шахтне поле по падінню розділене на бремсбергові і похилі поля. Бремсбергові поля пластів L₃, К₈, М₄⁰- відпрацьовані. Гірничі роботи в даний час на всіх пластах ведуться в похилих полях

Підготовка шахтного поля на всіх пластах панельна. Кожна панель готується трьома виробками, що розташовуються в центрі панелі, - конвейєрним похилом і двома ходками.

Розміри панелі по падінню - 950-1100 м. Відробка панелей ведеться ярусами в низхідному порядку.

1.4 Система розробки і технологія очисних робіт

На всіх пластах застосовується система розробки - довгі стовпи по простяганню із зворотним порядком відробки. Довжина лав 150 - 340 м, довжина поля - 800 - 2000 м. Підготовка лав на всіх пластах ведеться за бесціликовою технологією з проходженням вентиляційних штреків вприсічку до виробленого простору вище відпрацьованої лави. Управління покрівлею - повне обвалення.

Механізація очисних робіт:на шахті використовуються комплекси 2МКДД, 1МКДД з очисними комбайнами 2ГШ-68Б, РКУ10.

Максимально допустиме навантаження на очисний забій по газовому чиннику із застосуванням дегазування і ізольованого відведення метану 2150 т/добу.

Управління крівлею в лаві – повне обвалення. Застосовується гідрофіковане кріплення 2КДД. Секції кріплення виконують функцію забійної і посадочного кріплення. Кріплення і підтримка покрівлі в призабойному просторі після проходу комбайна забезпечується підтискними консолями перекриттів, підтримка і управління крівлею в решті робочого простору – несучими поверхнями перекриттів.

Крок установки секцій по лаві – 1,5 м. Секції в лаві можуть пересуватися вслід за комбайном послідовно одна за однією або через одну.

Схема роботи креплення дозволяє суміщати в часі виїмку вугілля, кріплення лави і управління крівлею.

Для підтримки сполучення лави з штреком по осі штреку встановлюється випереджаюче кріплення під кожен верхняк АП-11.2 штрекового кріплення, що складається з дерев'яних стійок завдовжки 3.0 м, d=200 мм.

Для посилення сполучення лави з конвейєрним штреком попереду лави проводиться виїмка ніші шириною 3.0 м по простяганню і 1.2 м по повстанню. У ніші під підхоплення з дерев'яних стійок d=160 мм завдовжки 1.4 м встановлюються два спарені бруси завдовжки 4.0 м з перехопленням 2.0 м. Стійки встановлюються через 0.5 м. У лаві для підвищення стійкості крівлі на сполученні з штреком на секції укладається брус завдовжки 4.0 м через 0.6 м.

Погашення штреку проводиться в ремонтну зміну. Довжина підтримуваної частини не повинна перевищувати 5.0 м.

Щоб уникнути попадання людей в погашену частину штреку, його захищають металевими гратами.

Режим роботи ділянки – чотирьохзмінний з тривалістю зміни 6 годин. Три зміни здобич і одна (перша) –ремонтна. Початок змін: 1- 8.00, 2 – 14.00, 3 – 20.00, 4 – 02.00

Лава обслуговується добовою комплексною бригадою, що складається з 5 ланок. Режим роботи бригади – семиденний робочий тиждень. Щоденна 4 ланки працюють, одна – відпочиває.

1.5 Технологія проведення дільничих п ідготовчих виробок

Дільничі і панельних виробки проводяться за допомогою комбайнів ГПК і 4ПП2М, проведення квершлагів і розкриття пластів L₁, L₃, К₈ здійснюється буропідривним способом із застосуванням бурових установок БУЕ-1 і породонавантажувальними машинами ПМ-3.

Режим роботи по проходженню гірничих виробок чотирьохзмінний, при цьому, одна зміна ремонтно-підготовча і три робітників. Облікова чисельність прохідницьких бригад коливається в межах 30-35 робітників. В робочі зміни в забій виходять 3-5 чоловік, декілька бригад об'єднані в дільниці підготовчих робіт (УПР). У ремонтні зміни в підготовчий забій вийде 5-8 чоловік. Крім цього на дільниці є група електрослюсарів, обслуговуючих прохідницькі бригади, виробляючі обслуговування прохідницького і транспортного обладнання забоїв.

Крім цього на шахті працюють бригади Добропольського шахтопрохідницького управління (ДШПУ), які займаються проходженням вироблень по розкриттю нових горизонтів і виїмкових полів. Проходження виробок вказаними бригадами здійснюється буропідривний способом із застосуванням бурильних установок БУЕ-1 і вантажних машин 4ППН або ПМ-3. Транспорт вугілля по ярусних конвейєрних штреках здійснюється стрічковими конвеєрами 1Л-80, 1ЛТ-80. Доставка матеріалів і устаткування проводиться надгрунтовими канатними дорогами типа ДКНЛ-1 і ін., в окремих випадках - за допомогою маневрових лебідок ЛВД-24, ЛВД-34, ЛШВ-2. Доставка людей по ярусних штреках, як правило, не проводиться. В окремих випадках при великій довжині виробок (> 1500 м) проводиться доставка людей спеціально обладнаними стрічковими конвеєрами 1Л-80 в один бік (від лави). Доставка вантажів по похилих дільничних виробленнях здійснюється лебідками ЛШВ-2, ЛВД-34, ЛВ-25.

1.6 Електропостачання

Енергопостачання шахти “Алмазна” здійснюється від міської підстанції, від якої подається напруга на ЦПП шахти по трьом введенням.

На шахті застосовується напруга для розподільних електричних мереж 6000 В, силових електроприймачів - 660 В, стаціонарних освітлювальних установок 127 В. Для розподілу електроенергії застосовуються РПП-6КВ, обладнані КРУВ-6 - для трансформації підстанцій типа ТСВП. Для живлення споживачів застосовуються пускачі ПВИ-250, ПВИ-125Б, ПМВИР-41; кабелі - КГЕШ 3х70, КГЕШ 3х50, КГЕШ 3х35, СБН 3х35, КГЕШ 3х16.

Головна поверхнева підстанція обладнана двома трансформаторами ТД-10001-35-74У7. Живлення ЦПП здійснюється по двох кабелях типа ЦСКН 3х120. Потужність короткого замкнення на шинах ЦПП складає 90 МВА.

1.7 Охорона навколишнього середовища і природних ресурсів

Повітря атмосфери є одним з основних життєво важливих елементів навколишнього середовища її життєдайним джерелом. Він надійно захищає планету від шкідливих космічних випромінювань, виконує терморегуляцію. Під впливом атмосфери на Землі відбуваються найважливіші геологічні процеси.

У цей час проблема охорони атмосфери стає актуальною для всіх країн, оскільки її розв'язання не може бути ефективним тільки на національному рівні.

Вода одна з самих поширених мінералів не Землі. Світові запаси її становлять велику частину планети. У наш час, коли зростання промислових підприємств стає все більше відповідно і споживання води для потреб підприємств зросло. Для того, щоб зберегти водні ресурси від промислового забруднення, встановлюють очисні споруди.

Відкачана з шахти вода поступає в спеціальні відстійники, застосовують хімічне очищення і дезактивацію.

Безліч порідних відвалів (в одному тільки обласному центрі відвалів нараховується більше за 100шт) створюють не тільки проблему збереження рельєфу, але і задимлення атмосфери, викиду в атмосферу сірчастих і сірчаних з'єднань, окислу вуглекислого газу, чадного газу. З порідних відвалів, що розмиваються дощем в ріки поступає безліч мінералів, які забруднюють воду і вбивають в ній все живе.

Для запобігання впливу порідних відвалів на навколишнє середовище в нашому краї проводять комплекс охоронних заходів: закріплення рухомих пісків, захисні лісові насадження, меліоративні заходи захисту грунтів, рекультивація земель, додаткова фільтрація стічних вод.

2 СПЕЦІАЛЬНА ЧАСТИНА

2.1 Аналіз умов залягання пласта в межах дільниці, що розглядається

1 південна лава відпрацьовується в умовах шахти «Алмазна» по пласту l ₁. Пласт має переважно просту будову, загальна геологічна потужність пласта змінюється від 1,0 м до 1,35 м, средньопідрахункова потужність для контуру лави складе 1,07 м.

Пласт вугілля схильний до руслових ерозійним розмивів і кластичних ін'єкцій, які в плані не мають певної спрямованості, важко прогнозовані. Ерозійні розмиви пласта заповнені тонкозернистим пісковиком, який проникає через розриви в безпосередній покрівлі з вищерозташованого шару, який є ґрунтом пласта l ₂¹_. Коефіцієнт міцності цього пісковика складає 7-8. Контакти пласта з покрівлею і ґрунтом не чіткі, перехід до вищерозташованих порід через вуглисто-глинистий сланець вельми нестійкий..

Кут падіння пласта 10-12°. Опір вугілля різання 250 кгс/см².

Марка видобуваємого вугілля - ДГ. Вугільний пласт відноситься до небезпечних по вибуху вугільного пилу, не схильний до самозаймання. Пласт безпечний за газодинамічними явищами. Вугілля пласта небезпечне по пилу, не схильне до самозаймання.

Безпосередня покрівля пласта представлена ​​сланцем глинистим, потужність коливається в межам 4 м. Стратиграфічним кордоном безпосередньої покрівлі є вищерозташований пласт l ₂¹. Глинистий сланець відповідно до класифікації ДонВУГІ відноситься до малостійкіх Б2.

Основна покрівля - пісковик світло-сірий, потужністю 6,1-9,7 м, польовошпатово - кварцовий, на глинистому цементі, дрібнозернистий з прошарками среднезернистого, з тонкою горизонтальною, місцями пологохвилястою шаруватістю, тріщинуватий.

Безпосередня підошва пласта - піщаний сланець середньої міцності, потужністю від 2,1 м до 4,8 м. Нижче залягає алевроліт горизонтальношаруватий, шаруватий. Загальна потужність його змінюється в межах 2,3 – 12 м, частіше 2,3 – 4,0 м, алевроліт поступово заміщається дрібнозернистим на глинистому цементі пісковиком. Алевроліт дуже сильно схильний до пучіння, легко розмокає. За класифікацією ДонВУГІ алевроліт підошви віднесений до средньостійких П2.

Прогнозований приплив води із зони відпрацювання лави в гірничі виробки пласта l ₁ слід очікувати в межах 7-10 м^3­­­/год.

2.2 Система розробки і її параметри

2.2.1 Вибір системи розробки

Найбільший вплив на вибір системи розробки чинить потужність і кут падіння пласта. Системою розробки називають певний порядок ведення очисних і підготовчих робіт, пов'язаний у просторі та часі.

Залежно від порядку ведення очисних і підготовчих робіт, системи розробки довгими вибоями підрозділяються на стовпову, суцільну і комбіновану. При стовповій системі розробки на момент пуску вибою в експлуатацію повинні бути проведені підготовчі виробки, тобто очисні і підготовчі

роботи розділені в просторі та часі.

При суцільних системах розробки очисні і підготовчі роботи в межах однієї виїмкової дільниці ведуться одночасно, тобто підготовчі вибої розташовуються на одній лінії з очисними вибоями або з деяким випередженням, що постійно витримується.

Комбінована система розробки в значній мірі усуває недоліки, які властиві стовповій і суцільній системам, оскільки є поєднанням цих двох систем.

Враховуючи гірничо-геологічні умови на проектованій дільниці прийнята: система розробки - стовпова; напрям руху лави - по простяганню, зворотнім ходом; підготовка стовпа до виїмки - індивідуальна, пластова; підтримка підготовчих виробок - безремонтне; штреки гасяться слідом за просуванням лави.

2.2.2 Довжина виїмкового поля і час його відпрацювання

В реальних умовах діючої шахти довжина виїмкового поля находиться між 800 до 1500 м. Для проектованих шахт і нових горизонтів довжину виїмкового поля слід приймати не менш 1500 м. У реальних умовах діючих шахт довжина виїмкового поля визначається з „Плану гірничих робіт” і складає для дільниці 1 південної лави пласта l ₁ - 950 м.

В такому разі час на відпрацювання виїмкового поля розраховуємо за формулою:

року

де l _пол – довжина виїмкового поля, м;

N_p – кількість робочих днів за рік, дн;

n _ц – кількість циклів по видобутку вугілля за добу, ц;

r – ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

K_y – коефіцієнт, що враховує гірничо – геологічні умови.

2.2.3 Довжина лави

По технологічному фактору, при човниковій схемі роботи комбайна, раціональна довжина лави може бути визначена за формулою:

l _т = м

де Т_см - тривалість зміни, хв;

t_п.з - час на підготовчо-заключні операції, хв;

n _см - чисельність змін по вийманню вугілля на добу;

t_к.о ­ час на кінцеві операції, хв;

n _ц - кількість циклів по видобутку вугілля за добу;

k _Г - коефіцієнт готовності комбайна;

V_p -реальна швидкість подачі комбайна, м/хв.;

t _в - питомі витрати часу на допоміжні операції, хв;

r - ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

Можлива довжина лави по газовому чиннику, залежно від метанообільності визначиться:

м

де V_max - максимально допустима ПБ швидкість руху повітря в лаві, м/с.;

S_оч.мин. - мінімальний прохідний перетин для повітря в лаві, м²;

с - допустима ПБ концентрація газу метану у витікаючому з лави

вентиляційному струмені;

m_min - мінімальне значення потужності пласта вугілля в межах поля, м;

γ_у - щільність вугілля, т/м³;

q_оч - відносна метанообільность очисної виробки, м³/т;

К_н - коефіцієнт нерівномірності газовиділення.

По результатах будую таблицю і на підставі її аналізу остаточно прийматься довжина лави.

Прийнята довжина лави повинна відповідати наступним умовам:

l _оч ≤ l_т 250 = 472 м

l _оч ≥ l_г.г 250 ≥ м

l _оч < l_Г 250 ≤641,2 м

l _оч ≈ l_к 250 = 250 м

Таблиця 2.1 - Визначення проектної довжини лави

2.3 Технологічна схема очисних робіт

2.3.1 Вибір технологічної схеми

Вибір технологічних схем очисних робіт визначають поєднанням гірничо-геологічних факторів, основними з|із| яких є|з'являтися,являтися| кут|ріг,куток| падіння, потужність і будова|споруда| пласта, стійкість порід покрівлі|покрівля| і підошви пласта, опірність вугілля різанню, наявність геологічних порушень, газоносність пласта та вміщуючих порід, щільність вугілля.

Для даних гірничо-геологічних умов можливо застосування технології ведення очисних робіт з використанням вузькозахватних комбайнів, або буро-шнекове виймання вугілля.

Бурошнекову виїмку вугілля свердловинами за допомогою бурошнекових установок БУГ-3 і БШУ (вдосконалена установка БУГ-3) застосовують на пластах потужністю 0,6-0,85 м з кутами залягання до 15⁰ і опіром вугілля різанню до 2,5 кН/см.

Виїмку вугілля проводять вибурюванням здвоєних свердловин завширшки 1,16; 1,26; 1,34 м із застосуванням коронок діаметром відповідно 0,52; 0,62; 0,7 м. Свердловини завдовжки 35-50 м бурять з підготовчих виробок по падінню (підняттю) або простяганню пласта в обидві сторони однієї, двома або трьома буро шнековими установками. Між свердловинами залишають цілики вугілля шириною 0,15-0,4 м залежно від способу управління покрівлі.

Комбайнова технологія виїмки вугілля використовується на пластах потужністю від 0,6 м і більше і при опору вугілля різанню до 300 кН/м, при цьому комбайнова технологія може застосовуватися як на пластах пологого так і на пластах крутого падіння.

Виходячи з гірничо-геологічних умов на проектованій дільниці (кут падіння пласта до 13°, потужність пласта 1,16 м, опір різанню 280 кН/м), приймаємо технологію ведення очисних робіт з використанням вузькозахватних комбайнів і механізованих комплексів.

2.3.2 Обгрунтування вибору механізованого комплексу

Застосування механізованого комплексу забезпечує механізацію основних процесів очисних робіт - виїмки, вантаження, транспортування вугілля, кріплення в робочому просторі лави і на сполученнях, а також управління гірничим тиском.

Враховуючи гірничо-геологічні і гірничотехнічні умови можливо застосу-вання наступних механізованих комплексів: 1МКДД, КД80, 1МКД90.

Таблиця 2.2 - Гірничо - геологічні умови застосування комплексу

Дипломним проектом передбачається застосування механізованого комплексу 1МКДМ, до складу якого входе: механізоване кріплення 1ДМ.

2.3.3 Обгрунтування вибору виїмкової машини і схема роботи комбайна в лаві

Для виїмки вугілля в лаві з використанням механізованого комплексу 1МКДМ можливо застосування вузькозахватних комбайнів типу РКУ10, УКД200, або 1К-101У.Технічна характеристика комбайнів приведена в таблиці 2.3.

Таблиця 2.3 – Технічна характеристика комбайна

Виходячи з гірничо-геологічних і технічних характеристик комбайнів і враховуючи прийнятий тип механізованого комплексу, для забезпечення високопродуктивної роботи очисного вибою приймаємо вузькозахватний виїмковий комбайн типу РКУ10.

Комбайн РКУ10 скомпонований з двох шнекових виконавчих органів, рознесених по кінцях корпусу на регульованих гідродомкратами поворотних держаках. У корпусі комбайна розміщені електродвигун, сполучений з електроблоком, насосна станція, два редуктора різання і два гідравлічних механізму подачі, розташованих по кінцях корпусу. Редуктор різання складається з нерухомого редуктора, розміщеного в корпусі комбайна, шарнірно з'єднаного з поворотним редуктором. Нерухомий редуктор має конічну пару. Гідродомкрати регулювання поворотних ручок розташовані з забійної сторони під корпусами механізмів подачі.

Комбайн оснащений двома гідрокероними поворотними вантажними щитами. Переміщення комбайна здійснюється за допомогою безцепної системи подачі. Корпус комбайна розташований над конвеєром і жорстко з ним пов'язаний завальними опорами. Забійні лижі нерегульовані. Управління комбайном дистанційне або ручне. Комбайн може працювати по двосторонній або односторонній схемі спільно з механізованим кріпленням і скребковим конвеєром.

2.3.4 Самозарубка комбайна в пласт

Виробничі процеси і їх трудомісткість на кінцевих ділянках очисного вибою залежать багато в чому від способу охорони підготовчих виробок і розташування кінцевих конвеєрних головок в очисних або підготовчих виробках.

Якщо їх розташовують в очисному вибою, то на кінцях лави необхідно проводити ніші, довжина яких залежить від розмірів кінцевих конвеєрних голівок, типу і довжини комбайна.

При винесенні конвеєрних голівок в підготовчі виробки ніші можна повністю виключити, за рахунок застосування комбайнів з фронтальною самозарубкою або косими заїздами.

Враховуючи вище викладене проектом приймається:

- безнішева технологія виїмки вугілля на кінцевих ділянках лави;

- винесення приводних головок конвеєра на штреки;

- самозарубка комбайна РКУ10 у пласт способом косих заїздів на обох кінцях лави.

2.3.5 Обгрунтування вибору засобів транспортування вугілля в межах дільниці

Для транспортування відбитого вугілля по лаві забійний конвеєр вибирають з урахуванням типу механізованого комплексу і продуктивності виїмкового комбайна. Враховуючи прийнятий механізований комплекс проектом приймається скребковий конвеєр СПЦ163.

Технічна характеристика конвеєра приведена в таблиці 2.4.

Конвеєр шахтний скребковий СП163 призначений для транспортування вугілля з очисних вибоїв завдовжки до 250 м з пластів потужністю понад 0,8 м і з кутом падіння до 35°, а по падінню або підняттю до 10°, обладнаних механізованими комплексами 1МКД90, КМ88, КМ87, МКДД та ін з очисними комбайнами типу ГШ200Б, РКУ10, 1К101У, УКД200 та ін.

Основні технічні і експлуатаційні особливості конвеєра СПЦ163:

- Висока надійність і ресурс, що забезпечується конструктивними параметрами приводних блоків і рештачного ставу з використанням високоміцних матеріалів.

Підвищення продуктивності і зручності ведення за рахунок наступних факторів:

- висока енергоозброєність конвеєра;

- зменшення площі незакріпленого простору в зоні приводних головок конвеєра.

Таблиця 2.4 – Технічна характеристика конвеєра СПЦ163

Продуктивність забійного конвеєра повинна задовольняти умові:

Q _к≥ Q _т 7,2 > 4,56 т/хв

де Q _к – продуктивність конвеєра, т/хв;

Q _т – теоретична продуктивність комбайна, т/хв;

Для перевантаження вугілля приймаємо скребковий перевантажувач типу ПТК800. Перевантажувач складається з приводу, що встановлюється на опорну секцію стрічкового телескопічного конвеєра або на спеціальну опорну секцію з барабаном, рештачного става з бортами по обидва боки рештаків, кінцевої головки і тягового органу (скребковий ланцюга).

Перевантажувач обладнані майданчиками (балками), що встановлюються на бортах, для розміщення енергоустаткування. На стінках бортів є кронштейни для розміщення електро, гідро і пневмокоммунікацій. У місці навантаження з забійного конвеєра встановлені високі борти для запобігання пересипу матеріалу через перевантажувач.

На замовлення споживача перевантажувач можуть обладнуватися пристроєм гідропередвижки.

Таблиця 2.5 – Технічна характеристика ПТК800

Продуктивність перевантажувача повинна задовольняти умові:

Q _пр ≥ Q _т 13,0 > 4,56 т/год

де Q _пр – продуктивність перевантажувача, т/хв.

Для транспортування вугілля по конвеєрному штреку проектом приймаємо стрічкові конвеєри типу 1ЛТ800, 1Л80УК.

Призначений для механізації транспортних і вантажно-розвантажувальних робіт із штучними і насипними. Конвеєр стрічковий пересувний конструктивно подібний до стаціонарного. Відмінність полягає в тому, що у пересувних конвеєрах стрічка разом з барабанами та роликоопорами зібрана на рамі, нахил якої регулюється за допомогою спеціального механізму (ручного або з електроприводом). Для уникнення спадання вантажу з конвеєра можуть встановлюватись спеціальні борти вздовж конвеєра.

Таблиця 2.6 – Технічна характеристика конвеєрів

Продуктивність конвеєра повинна задовольняти умові:

Q _лт≥ Q _т 6,8 > 4,56 т/хв

Q _л≥ Q _т 6,8 > 4,56 т/хв

де Q _л , Q _лт – продуктивність конвеєра, т/хв;

2.3.6 Вибір допоміжного устаткування

Основні робочі процеси в очисному вибої забезпечують просування лави (видобуток вугілля), кріплення, транспортування вугілля по лаві. Допоміжні робочі процеси забезпечують ритмічне виконання основних. Обладнання, яке призначається для виконання допоміжних робочих процесів, називають

допоміжним.

Основними джерелами утворення пилу на вугільних шахтах є|з'являтися,являтися| очисні комбайни. Тому рекомендується застосування|вживання| комплекс засобів|кошт| і заходів: провітрювання, зрошування при роботі виймальних машин, при навантажуванні і перевантаженні. Зрошування є|з'являтися,являтися| одним з поширених і ефективних способів боротьби з|із| пилом.

Для доставки матеріалів і обладнання в лаву по конвеєрному та вентиляційному штреках доцільно застосовуваємо дорогу канатну надґрунтову ДКН-1.

У вугільній промисловості щорічно|щорік| гаситься 15% і більш підтримуваних виробок. Видобуванню і повторному використанню підлягає металеве кріплення, металеві верхняки і придатні залізобетонні стійки кріплення, металеві анкери, металеві і залізобетонні затягування, що збереглися, і елементи дерев'яного кріплення, а також рейки, труби, кабелі, що знаходяться|перебувати| в погашених виробках.

Витягання|видобування| кріплення|зміцнювати| з|із| виробок, що погашаються|загашаються,гасяться|, є|з'являтися,являтися| складною і небезпечною роботою, оскільки|тому що| зв'язано з|із| можливістю|спроможність| раптового обвалення порід. Тому ПБ допускають витягання|видобування| кріплення|зміцнювати| тільки|лише| механізованим способом з безпечної відстані і у присутності осіб|обличчя,лице| технічного нагляду.

Гірничо-геологічні умови різноманітні, тому допоміжне обладнання повинне застосовуватися з|із| їх урахуванням.

Виходячи з вищевикладеного прийняте допоміжне обладнання відображаємо|відбивати| в таблиці 2.7.

Таблиця 2.7 – Проектна технологічна схема

2.3.7 Опис технології робіт

Схема роботи комбайна РКУ10 прийнята човникова.

У начальному положенні|становище| комбайн РКУ10, перебуваючи в кінці лави, за допомогою косих заїздів заведений в пласт для виїмки смуги вугілля, конвеєр присунутий до вибою, секції кріплення|зміцнювати| своєю підошвою відстають від конвеєра на ширину захвата комбайна, консолі верхняків відстають від вибою на 0,3 м. По мірі виїмки смуги вугілля вслід за комбайном, з відставанням від нього на 1-2 м проводять оформлення вибою і пересування секцій кріплення.

З|із| відставанням від комбайна на 15-20 м проводять зачистку підошви і пересування|виробляти,справляти| конвеєра з вигином його хвилею після виїмки смуги вугілля. Після закінчення виїмки смуги вугілля, виймають вугілля на кінцевій ділянці, проводять самозарубку комбайна в пласт косими заїздами, пересувають привід конвеєра і кріплення сполучення. Після цього можна приступити до нового циклу виїмки, у зворотному напрямку.

2.4 Кріплення і управління покрівлею в лаві

2.4.1 Вибір способу управління покрівлею в лаві

Управління гірничим тиском – сукупність заходів щодо регулювання вияву гірничого тиску|тиснення| в робочому просторі очисного вибою в цілях забезпечення безпечних і необхідних виробничих умов ефективної і якнайповнішої виїмки корисних копалин. Ці заходи зводяться до вибору раціональних способів кріплення гірничих виробок з метою забезпечення їх збереження, попередження|попереджувати,запобігання| масових обвалень порід покрівлі|покрівля| шляхом перенесення|перенос| їх зрушень|зсовувань| за межі привибійного простору.

В даний час|нині| основним і найпоширенішим способом управління гірничим тиском|тиснення| є|з'являтися,являтися| повне|цілковитий| обвалення порід покрівлі|покрівля|, перспективним – повна|цілковитий| закладка|закладення| виробленого простору порожньою|пустий| породою.

Практично всі комплекси з|із| механізованим кріпленням працюють у поєднанні з повним|цілковитий| обваленням порід покрівлі|покрівля| бажано, щоб крок обвалення покрівлі|покрівля| був рівний кроку пересування секції механізованого кріплення, це оберігає|запобігати| кріплення від перевантажень і деформацій. Необхідно пам'ятати, що крок пересування секції механізованого кріплення пов'язаний з шириною захоплення|захват| виконавчого органу комбайна.

Враховуючи все вищевикладене проектом приймаємо:

- спосіб управління покрівлею|покрівля| – повне|цілковитий| обвалення;

- охорона виробок – 2 ряди кострів.

2.4.2 Перевірочний розрахунок механізованого кріплення

Навантаження на кріплення, як правило в режимі сталого просування лави, створюється пачкою порід безпосередньої покрівлі, яка відділилася від останнього масиву.

Максимальний крок обвалення порід покрівлі може бути розрахований за формулою:

м (5.1)

де - межа міцності порід на згин, мПа;

М - потужність безпосередньої покрівлі, м;

Навантаження на 1 м² підтримуваної покрівлі визначається:

м

де М - потужність безпосередньої покрівлі, м;

- щільність порід безпосередньої покрівлі, т/м³.

Відстань від вибою до лінії обвалення розраховується по формулі:

м

де r – ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

a - величина, на яку відступає консольна частина мехкріплення від

грудей вибою, коли кріплення придвинуте до вибою, м;

l_К - довжина секції механізованого кріплення по перекриттю, м.

Навантаження на 1 м по довжині лави, обчислюємо за формулою:

т/м

де l_об – крок обвалення покрівлі, м.

Для того, щоб визначити максимальне зусилля в стійці механізованого кріплення, розрахунок проводять для випадку, коли кріплення утримає блок порід безпосередньої покрівлі відразу після проходу комбайна з урахуванням зависання.

Навантаження на стійку механізованого кріплення обчислюються за формулою:

т

де а _м – установки секції механізованого кріплення по довжині лави, м;

Порівнюючи результати обчислень|підрахунок| з|із| технічною характеристикою покрівлі|зміцнювати|, робимо|чинити| висновки|виведення| про те, чи зможе механізоване кріплення витримати навантаження з боку порід покрівлі.

Механізоване кріплення вибрано вірно, якщо виконуються наступні умови:

Q_тех ≥ Q 32,5 > 10,0 т/м²

R_тех ≥ R 121 > 26,6 т/м²

R_1тех ≥ R₁ 140 > 23,5 т/м²

де Q_тех – опір кріплення на 1 м² підтримуваної покрівлі з

технічної характеристики, т/м²;

R_тех – опір кріплення на 1м² повздовж лави, т/м;

R_1тех – робочій опір передній стійкі, т.

Умови виконані, кріплення буде міцним.

Необхідне число секцій механізованого кріплення на прийняту проектну довжину лави обчислюємо:

n_cк = шт.

Проектом приймається ціле число секцій в лаві: n_cк = 166 шт.

де l _oч – прийнята проектом довжина лави, м;

а_м – крок установки секцій механізованого кріплення.

Призначена для механізації процесів підтримки та управління покрівлею в призабойному просторі лави при відпрацюванні пологих пластів потужністю 0,85-1,5 м у складі комплексів з комбайнами УКД300, УКД200/250, КА80, КА200, 1К103М, 1К101У, 1К101УД, РКУ10 і конвеєрами КСД26, КСД26В, СПЦ26, СП26, СП26У, СП250, СП251, СП301М / 90УЗ, СПЦ163, а також зі струговою установкою С700.

Підвищення продуктивності і зручності ведення робіт за рахунок наступних чинників:

подвійний прохід між конвеєром і стійками кріплення в початковому положенні;

зменшене тиск на грунт в зоні носка підстави і наявність механізму підйому підстави для роботи в умовах слабких ґрунтів;

кріплення вузлів секції за допомогою швидко-з'єднань чекового типу замість болтових з'єднань;

відкритий доступ до елементів гідросистеми з робочого простору;

забезпечення поперечної стійкості секції і маневреності перекриття завдяки використанню підстави типу «катамаран» і роздільного управління гідростойкамі;

збільшення швидкості кріплення внаслідок вибору оптимальних параметрів гідросистеми і секції в цілому.

Поліпшення умов підтримки покрівлі за рахунок:

підвищення стійкості безпосередньої покрівлі внаслідок створення перекриттями секції горизонтально стискають зусиль;

використання в конструкції секції коротких підтискної консолей з високим зусиллям притиснення, забезпечуваним механізмом передачі зусилля від гідростійок.

Основні конструктивні особливості секції кріплення ДМ:

Роздільна підошва типу «катамаран»;

відкрите розташування механізму переміщення з жорстким укороченим штовхачем;

спеціальна конструкція механізму підйому підстави і видвіжкі бічних щитів; роздільне управління гідростійками;

Таблиця 2.8 – Технічна характеристика механізованого кріплення 1КДМ

2.4.3 Перевірочний розрахунок механізованого кріплення на відповідність виїмковій потужності пласта

Необхідну для даних гірничо-геологічних умов мінімальну висоту покрівлі визначають при найбільшому видаленні|віддалення| останнього ряду|лава,низка| стійок від вибою на ділянці з|із| мінімальною потужністю пласта. В цьому випадку прогин покрівлі у|в,біля| заднього ряду|лава,низка| стійок|стойка| визначається:

h_з = α · m_min · l _з = 0,025 · 1,0 · 3,6 = 0,09 м

де α – коефіцієнт прогину покрівлі;

m_min – мінімальна потужність пласта в межах дільниці, м.;

l_з – відстань від забою до заднього ряду|лава,низка| стійкий.

l _з = r + a + l_кз = 0,63 + 0,3 + 2,67 = 3,6м

де r – ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

a – величина, від максимальній часті механізованого кріплення до

вибою, м;

l_кз – довжина секції механізованого кріплення по перекриттю до заднього

ряду стійок, м.

Відстань від грудей вибою до ряду стояків механізованого кріплення при найменшому їх віддалені, обчислюємо за формулою (див. креслення):

м

де l_п – довжина консольної частини секції механізованого кріплення до переднього ряду стояків, м.

м

де - коефіцієнт прогину покрівлі;

m_min - мінімальна потужність пласта в межах виїмкового поля, м;

m_max - максимальна потужність пласта межах виїмкового поля, м.

Необхідну мінімальну і максимальну висоту механізованого кріплення обчислюємо за формулою відповідно:

м

м

де - запас розсувності стійки секції, м

Механізоване кріплення не буде затиснуте на „жорстко”, коли потужність пласта досягне свого мінімального значення і не втратить контакт з породами покрівлі, коли потужність пласта досягає свого максимального значення тому, що необхідні умови виконуються:

0,61 < 0,88 м

1,5 > 1,16 м

де - мінімальна висота секції механізованого кріплення із технічної характеристики, м;

- максимальна висота секції механізованого кріплення із технічної характеристики, м.

2.4.4 Кріплення ніш та сполучень

Проектом прийнята безнішева технологія ведення очисних робіт. Для кріплення сполучень лави з штреками прийняте механізоване кріплення сполучення типу УКС.

Таблиця 2.9 – Технічна характеристика кріплення сполучення УКС

2.5 Визначення навантаження на лаву по видобутку вугілля

2.5.1 Можливості комбайна по видобутку вугілля

При веденні очисних робіт відбувається|походити| зниження міцності вугілля в при- вибійній зоні і порушення шаруватості, тобто його віджимання.

Коефіцієнт віджиму вугілля гірничим тиском визначається за формулою:

де r – ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

т – середня виймальна потужність пласта, м.

Фактичний показник опору вугілля різанню визначається за формулою:

Ā_ф = Ā_р · = 250 · 0,79 = 197,5 кГс/см

де Ā_р – опір вугілля різанню, кГс/см.

Реальна швидкість подачі комбайна визначається з умови енергетичних витрат на руйнування вугілля:

V_р = м/хв.

де Р – потужність двигунів комбайна, кВт.

Нω – питомі енергетичні витрати на руйнування вугілля.

Теоретична продуктивність комбайна визначається по формулі:

Q_т = V _р · m · r ·γ_вуг = 5,5 · 1,07 · 0,63 · 1,5 = 5,56 т/хв

де γ_вуг – щільність вугілля т/м³.

Коефіцієнт машинного часу комбайну визначається за формулою:

де К_г – коефіцієнт готовності комбайна;

t _м.о – час на маневрові операції, хв;

t _к.о – час на кінцеві операції, хв;

t _з.и – час на заміну зубків, хв;

t _о – витрати часу на організаційно-технічні причини, хв;

l _оч – прийнята проектом довжина лави, м.

Експлуатаційна продуктивність комбайна визначається за формулою:

Q_е = К_м · Q_т = 0,45 · 5,56 =2,5 т/хв

Максимальне навантаження на лаву, виходячи з експлуатаційної продуктивності комбайна визначається по формулі:

А_е = 60 · Q_е · Т_зм · n_зм = 60 · 2,5 · 6 · 3 = 2700 т/доб

де Т_зм – тривалість зміни, хв;

n_зм – кількість змін по видобутку вугілля за добу, шт.

2.5.2 Можливе видобування вугілля в лаві по газовому фактору

Максимально можливий видобуток вугілля з лави по газовому фактору визначаємо за формулою:

т/доб

де - максимально допустима по ПБ швидкість струменя повітря в лаві;

- мінімальний пропускний переріз для повітря в лаві, м²;

С - допустима по ПБ концентрація газу метану у вихідному із лави

струмені,%;

- відносна метановість лави після дегазації м³/т

- коефіцієнт нерівномірності виділення газу.

2.5.3 Нормативне навантаження на лаву по видобутку вугілля

Нормативне навантаження на очисний вибій - це мінімальний добовий видобуток, який досягнутий в конкретних гірничо-геологічних умовах при ефективному використанні прийнятого проектом устаткування і прогресивної організації виробництва і праці.

Видобуток вугілля з однієї стружки (смуги) визначиться за формулою:

D_ц = l _оч · m · r · γ_у · C_оч = 250 · 1,07 · 0,63 · 1,5 · 0,98 = 247,7 т

де C_оч – коефіцієнт видобування вугілля в лаві;

l _оч – прийнята проектом довжина лави, м;

γ_у – щільність вугілля, т/м³;

r – ширина захвату виконавчого органу комбайна, м;

т – середня виймальна потужність пласта, м.

Час роботи в очисному вибої по видобутку вугілля визначається за формулою:

Т = (Т_зм - Т_пз) · n_зм = (360 - 20) · 3= 1020 хв

де Т_зм – тривалість зміни, хв.;

Т_пз – час на підготовчо-заключні операції, хв;

n_зм – кількість змін по вийманні вугілля на добу, зм.

Мінімально можливий і максимально допустимий час на виконання одного виробничого циклу по вийманню однієї смуги вугілля в лаві визначається за формулами:

хв

хв

де l _м – машинна довжина лави, м;

V_р – реальна швидкість подачі комбайна, м/хв;

t_в.mіn – мінімальні питомі витрати часу на допоміжні операції, хв/м;

t_в.mах – максимальні питомі витрати часу на допоміжні операції хв/м;

к_о – коефіцієнт, норматив часу, що враховує на відпочинок;

к_к.о – коефіцієнт, норматив часу, що враховує, на кінцеві операції.

Машинну довжину лави визначаємо за формулою:

l _М = l_оч - ∑ l _ніш = 250 – 0 = 250 м

де ∑ l _ніш – сумарна довжина ніш, м.

Нормативне навантаження на очисний вибій визначається по формулі:

1154,2 т

2.5.4 Планове навантаження на лаву по видобутку вугілля

Мінімальна кількість циклів (стружок) по вийманню вугілля за добу визначаємо за формулою:

шт

Проектом остаточно приймаємо таку чисельність циклів (стружок) по вийманню вугілля в лаві за добу у виїмкові зміни – n_цmin – 5 шт.

Фактичний час на виконання одного циклу по видобутку вугілля в лаві визначається за формулою:

хв

Виконання в лаві прийнятого числа циклів (стружок) стане можливим тільки в тому разі, якщо виконуються наведені нижче умови:

Т_ц ≥ Т_ц.min 204 > 154,5 хв

Т_ц ≤ Т_ц.max 204 < 218,9 хв

Планове добове навантаження на очисний вибій:

А_доб = D_ц · n_ц = 247,7 · 5 = 1238,5 т/доб

Планове добове навантаження на очисний вибій по видобутку вугілля

повинно відповідати наступним вимогам:

А_доб ≤ А_з 1238,5 ≤ 2726,6 т/доб.

А_доб ≤ А_е 1238,5 < 2700,0 т/доб

А_доб ≥ А_н 1238,5 > 1154,2 т/доб

2.6 Провітрювання очисної виробки і виїмкової дільниці

2.6.1 Кількість повітря для провітрювання очисного вибою

Абсолютна газоносність очисного вироблення середнє метанововиділення при прогнозі метановиділення по природній метанонасиченості пласта визначається за формулою:

I_оч = м³/хв

де А_доб – планове добове завантаження на очисний забій, т/доб.;

q_оч – відносна метановість очисного вибою, м³/т.

Витрата повітря по виділенню метану визначається по формулі, якщо А_доб < А_г

Q_оч = м³/хв.

де I_0ч – абсолютна газоносність очисного вироблення, м³/хв.;

К_н – коефіцієнт нерівномірності газовиділення;

С – допустима ПБ концентрація газу у витікаючому з лави вентиляційному струмені %;

С_о – концентрація газу у вентиляційному струмені, що поступає на

виїмкову ділянку %.

Витрата повітря по числу людей визначається за формулою:

Q_оч = 6 · n_чол. · К_о.з. = 6 · 25 · 1,3 =195 м³/хв.

де 6 – норма витрати повітря на людину за ПБ, м³/хв.

п _чол – найбільше число людей, що одночасно працюють в очисній виробці.

Витрата повітря за пиловим чинником з умов оптимальної швидкості його руху визначиться за формулою:

Q_оч = 60 · S_оч.min · V_опт · К_о.з. = 60 · 2,0 · 1,6 · 1,3 = 249,6 м³/хв.

де V_опт - оптимальна швидкість повітря в привибійному просторі лави, м/с.

Із значень витрати повітря, отриманих в результаті розрахунків за різними чинниками, для провітрювання очисного забою приймаємо більше Q_оч = 249,6 м³/хв.

2.6.2 Перевірка витрати повітря для очисного вибою за швидкістю його руху

Витрата повітря, виходячи з мінімально допустимої швидкості його руху в очисному забої, визначиться:

Q_{оч min} = 60 · S_оч.max · V_min · К_о.з. = 60 · 4,9 · 0,25 · 1,3 = 95,6 м³/хв.

де S_оч.max – максимальна площа поперечного перетину призабійного простору очисної виробки в світлі, м²;

V_min – мінімально допустима ПБ швидкість повітря в очисной виробці, м/с.

Витрата повітря, виходячи з максимально допустимої швидкості його руху в очисному забої, визначиться:

Q_очmах = 60 · S_оч.min · V_max · К_о.з. = 60 · 4,9 · 4 · 1,3 =1528,8 м³/хв.

де S_оч.min – мінімальна площа поперечного перетину привибійному просторі

очисної виробки в світлі, м²;

V_max – максимально допустима ПБ швидкість повітря в очисній виробці,

м/с.

Вимоги ПБ не будуть порушені при дотриманні наступних умов:

Q_оч. ≥ Q_очmin 249,6 ≥ 195 м³/хв.

Q_оч. ≤ Q_{оч mах} 249,6 ≤ 1528,8 м³/хв.

2.6.3 Схема провітрювання виймальної ділянки

Проектом прийнята схема провітрювання виїмкової дільниці 1-М-Н-В-Вт

де 1 - ступінь відособленості розбавлення шкідливостей по джерелам

надходження (послідовне);

М - напрямок видачі вихідного з лави струменя повітря (на вироблений простір);

Н - незалежне провітрювання очисного вибою (клас);

В - вихідний напрямок руху повітря по очисному вибою (підклас);

Вт - зворотний напрямок свіжого і відпрацьованого струменів повітря

2.7 Електропостачання

Розрахунок освітлення.

У якості світильників у виробці приймаємо світильники РВЛ-20М.

Таблиця 2.10 - Технічна характеристика світильника РВЛ-20М:

Необхідне число світильників:

n_св = шт

де L_ш – довжина штреку, м;

l – відстань між світильниками, 10 м.

Розрахунок потужності освітлювальних трансформаторів:

S_тр.ос. = кВт

де η_св = 0,95 – к.п.д. електричної мережі.

Розрахунок кабелю освітлювання.

Переріз кабелю:

S = мм²

де М – момент навантаження, Вт/м;

γ– питома проводимість міді;

∆U – допустима втрата напруги в мережі 127 В, 4%;

U_н – номінальна напруга, 127 В.

М = n_св.л· Р_св Вт · м

де n_св.л – кількість світильників в одній гілці освітлювання, шт;

l _в – довжина гілки освітлювання, м.

Прийнято кабель типу КГЭШ3х6+1х4.

Складемо схему мережі, розподілив навантаження рівномірно на всі агрегати: