Содержание
1. Общая часть
1.1 Краткая характеристика Кузбасса
1.2 Геологическая характеристикаугольного района
1.3 Геологическая характеристика поляшахты
1.4 Паспорт выемочного участка
1.5 Экономическая часть
2. Специальная часть
2.1 Маркшейдерские работы пообслуживанию эксплуатационного участка
2.2 Маркшейдерские работы при проверкеподъемного комплекса
Список литературы
1. Общаячасть
1.1 Краткаяхарактеристика Кузбасса
Кузнецкийбассейн, расположенный в южной части Западной Сибири, в плане имеет формунеправильного четырехугольника; наибольшая длина бассейна 335км, а наибольшаяширина 110км, площадь бассейна 27 тыс. кв. км.
Насеверо-востоке Кузнецкий бассейн граничит с Кузнецким Алатау, на юго-западе сСалаирским кряжем, на юго-востоке со сливающимися острогами этих двух кряжей,на северо-западе с Колывань-Томской складчатой системой, которая в современномрельефе выражена слабо.
Площадьбассейна представляет собой возвышенную равнину, слабо всхолмленную вюго-западной части и значительно больше в северо-восточной. Характерна длятерритории бассейна также многочисленность протекающих здесь рек, долины ихглубоко врезаны не только в четвертичные отложения, представленныепреимущественно лессовидными суглинками, но и в нижележащие коренные породы.
В составепород, слагающих обрамление и фундамент бассейна, выделяют архей, протерозой,кембрий, ордовик, силур, нижний и средний девон. Архей и протерозойпредставлены гнейсами, мраморами и кварцитами; кембрийскиеотложения-известняками, доломитами, сланцами и песчаниками; ордовик-порфиритамии конгломератами.
Девонскиеотложения сложены комплексом известняков, богатых фауной, переслаивающихся спестроцветными туфогенными песчаниками, туфоконгломератами, порфиритами, атакже глинистыми сланцами.
Выходы каменноугольныхтурнейских и визейских морских отложений протягиваются узкой полосой почти повсем окраинам бассейна. Представлены они известняками, сланцами, зеленоватымипесчаниками. Выше залегают осадки намюрского яруса, представленныепреимущественно песчанистыми сланцами. На морских нижекаменноугольныхотложениях залегает угленосная в основном песчано-глинистая толща среднего,верхнего карбона и перми. В ее составе выделяются балахонская и кольчугинскаясерии, к которым приурочена основная угленосность бассейна.
В балахонскойсерии наибольшая угленасыщенность приурочена к юго-западной части бассейна –Бачатскому и Прокопьевско-Киселевскому районам. Угленосные отложения мощностьюоколо 1600м содержат от 22 до 60 пластов угля. Мощность большей части пластов2-5м, а отдельных пластов до 10-20м. Основная часть угольных пластов имеетпростое строение.
В отложенияхкольчугинской серии преобладают пласты сложного и умеренного сложного строения.Простыми являются лишь некоторые тонкие пласты. В пластах углей кольчугинскойсерии Кузбасса широко развиты различного рода включения и известнымногочисленные случаи размывов.
Втарбаганской серии угленосность очень неустойчива. В ней содержится от 13 до 56пластов и пропластков угля, из них рабочей мощности от 3 до 14 пластов. Пластыобычно сложные, состоящие из нескольких пачек, разделенных прослоями породы.
В девонскихотложениях в районе пос. Барзас известны липтобиолиты, богатые сапропелитовымматериалом. Угли Кузбасса в основном гумусовые.
По общемутектоническому плану Кузнецкий бассейн относится к типу унаследованныхпрогибов, и представляет собой крупный ассиметричный синклинорий, длинная оськоторого вытянута с юго-востока на северо-запад. Он заложился в среднемпалеозое и развивался преимущественно в позднем палеозое. Вдоль длинной осисинклинория мощности осадков имеют наибольшие величины.
Наиболеесильно дислоцированы угленосные отложения вблизи границ бассейна, в зонах,прилегающих к окружающим бассейн горным кряжам. В центральных частяхсинклинория резко выраженная складчатость приурочена к зонам крупныхдизъюнктивных нарушений, протягивающихся почти через весь бассейн параллельноего юго-западной и северно-западной границам.
В бассейнеотмечаются наибольшее разнообразие форм складок; ряд складок осложнендизъюнктивными нарушениями, часть из которых протягивается на многие десятки километров,а некоторые — почти через весь бассейн.
Наиболеекрупные зоны разломов – Тырганская на западе бассейна и Томская – в егосеверной части. Многочисленные нарушения различной амплитуды развиты вразличных частях угленосной толщи, особенно в зонах мелкой складчатости.
Гидрогеологическиеусловия продуктивных толщ бассейна зависят в основном от его тектоники.Наибольшая водоносность отмечается в зонах крупных тектонических нарушений, атакже на участках выгорания угольных пластов.
1.2 Геологическаяхарактеристика угольного района
Прокопьевско-Киселевскийугольный район расположен в пределах Присалаирской полосы. Является одним изнаиболее основных районов Верхнебалахонской и Нижнебалахонской подсерии,мощность которых в этом районе около 1200 метров. Количество рабочих пластов до30.
В алыкаевскойсвите залегают 11 пластов мощностью от 0,5 до 6,0 метров.
Промежуточная,ишановская и кемеровская свиты, характерны наличием мощных пластов угля,достигающих 20м (пласт Мощный) и 30м (пласт Горелый). Усятская свита включает всебя от 6 до 10 рабочих пластов мощностью от 0,5 до 12,0 метров.
В структурномотношении Прокопьевско-Киселевский угольный район представляет собой одноцелое. Угленосные отложения собраны в сравнительно узкие складки, вытянутые всеверо-западном направлении и разбитые на отдельные блоки продольныминарушениями с амплитудой до 2км, при этом западные блоки оказываютсянадвинутыми на восточные.
1.3 Геологическаяхарактеристика поля шахты
1.3.1 Местоположениеи границы поля шахты
ООО « Шахта «Киселевская» — действующее угольное предприятие, сдана в эксплуатацию 31декабря 1935г, расположена в северо-западном районе Прокопьевско-Киселевскогоместорождения Кузбасса, в пределах городской черты города Киселевска.
Шахтасоединена подъездными железнодорожными путями со станциями «Киселевск» и«Черкасов-Камень» Западно-Сибирской железной дороги, находящимисясоответственно в 1,5км и 8км от шахты.
Размерышахтного поля составляют: по простиранию – 4,8км, в крест простирания – 2,5км.Его площадь составляет 6,7км².
Границамишахтного поля являются:
— на севере впределах I и II — ось целика под полотно Западно-Сибирской железной дороги,далее на восток от оси Iсинклинали целик под р. Тугай и промплощадку шахты «Дальние горы»;
— на юге в пределахI синклинали;
— на западе кровляпласта V Внутреннего в восточном крыле II, нарушение «L»,Тырганский надвиг, нарушение «30»;
— на востоке нарушение«R», до оси Малой Восточной синклинали,нарушение «М» до оси и по оси.
Вскрытиесвиты мощных пластов поля шахты «Киселевская» произведено пятью вертикальнымистволами: скиповым, клетевым, породоуглубочным, юго-восточным, юго-западным.
Подготовкашахтного поля выполнена квершлагами, концентрационными и полевыми штреками. Шахтаотнесена к III категории по газу метану.Отрабатываемые пласты являются склонными к самовозгоранию, опасными повзрывчатости угольной пыли. Случаев внезапных выбросов угля и газа на шахте незарегистрировано.
1.3.2 Стратиграфияполя шахты
Стратиграфическоерасчленение угленосных отложений даётся по «Унифицированной схеме расчлененияугленосных отклонений Кузнецкого бассейна», принятой в 1964 году.
Угленосныеотложения шахтного поля приурочены к центральной частиПрокопьевско-Киселевского угленосного района, относятся к верхнебалахонскойподсерии балахонской серии. Угленосная толща согласно перекрываетсябезугольными осадками кузнецкой свиты, слагающими ядро Нулевой синклинали.
На шахтномполе в верхнебалахонской подсерии выделяются три свиты: усятская, кемеровская иишановская. Ниже приводится описание осадочной толщи в стратиграфическомпорядке, сверху вниз.
Кузнецкаясвита, распространена только на западном крыле II Тырганской антиклинали. Вскрытая мощность свиты равна150-200м, сложена перемежающимися слоями, в основном, мелкозернистых песчаникови крупных алевролитов. В толще пород иногда встречаются тонкие невыдержанныепропластки угля.
Усятскаясвита имеет наибольшую угленосность. Верхняя граница проводится по слоюпесчаников в 80м выше пласта VIIIВнутреннего, нижняя-по слоям гравелита или конгломерата в почве пласта I Внутреннего. Мощность свиты всреднем составляет 205м, рабочая угленосность 15%. В состав свиты входят 10пластов угля (сверху вниз): VIII, VII, VI, V, IV, III, II, II бис Внутренние, Проводник II бис и I Внутренний. Наиболее мощным и устойчивым пластом является IV Внутренний, который, сближен снижележащим пластом III Внутренним. Внаправлении с юга на север расстояние между пластами уменьшается от 30 до 1м, исевернее 7 разведочной линии пласты сливаются. Пласты II, II бис Внутренниеи Проводник IIбис Внутреннего являются сближенными,расстояние между ними составляет соответственно 4,0 и 0,2-0,4м. Влитологическом отношении свита, сложена песчаниками, алевролитами, аргиллитами,углями, реже углистыми аргиллитами и гравелитами. Песчаники и алевролиты имеютпреобладающее значение, и содержание их соответственно составляет 45 и 30%. Кемеровскаясвита от других свит отличается наличием наиболее мощных пластов угля и высокойугленосностью — 24%. Верхняя граница свиты проходит по нижнему слою гравелитовили конгломератов в кровле пласта Характерного, нижняя — по почве пластаМощного. Мощность свиты изменяется от 110м на Промежуточной антиклинали до 180мна I Тырганской антиклинали. ВКемеровскую свиту входят пласты: Характерный, Горелый, Прокопьевские II и I, Мощный. Отличительной особенностью свиты являетсясклонность пласта Прокопьевского к бифуркации с проявлением маломощныхпроводников в кровле и почве. Вмещающие породы свиты, сложены такжепреимущественно песчаниками и алевролитами, содержание их соответственносоставляет 40 и 28%.
Ишановскаясвита, вскрыта полностью лишь на IТырганской антиклинали и одной скважиной по 15 разведочной линии в западномкрыле Промежуточной антиклинали.
Границысвиты: верхняя – почва пласта Мощного, нижняя – кровля пласта Пятилетка.Средняя мощность свиты 285м, общая угленосность 11%, рабочая 9%. На шахтномполе в свиту входят 9 пластов: Безымянный II, Безымянный I (в),Безымянный I (н), Спорный, Подспорный, Двойной,Ударный, Садовый, Пионер. Значительной мощностью, постоянством структуры ивыдержанностью отличаются пласты Безымянный I (в) и Двойной. Другие пласты угля обычно маломощные, анекоторые из них только в редких случаях достигают рабочего значения. Вмещающиепороды свиты: песчаники и алевролиты, составляющие соответственно 32 и 45%.Подчиненное значение имеют аргиллиты и углистые аргиллиты, они обычноперекрывают пласты угля.
Четвертичныерыхлые отложения (наносы) залегают непосредственно на угленосной толще и впределах шахтного поля имеют мощность от 0,3 до 49м, подразделяются налессовидные суглинки водоразделов и аллювиальные отложения долины речки Тугай.Последние представлены переслаиванием глин и суглинков с линзами песка исупеси, в которых встречаются включения гальки и щебенки коренных пород.
На выходахотдельных угольных пластов (Мощный, Горелый, Прокопьевский, IV Внутренний) под рыхлыми отложениямиимеются зоны выгорания, заполненные обожженными породами – «горельниками»,которые встречаются в центральной и северной части поля шахты, до глубины от5-10 до 100м от дневной поверхности.
1.3.3 Характеристикарабочих пластов угля
Характеристикарабочих пластов сведена в таблицу 1.1
Таблица 1.1 –Характеристика рабочих пластов угля
Индекс и
название
пласта Мощно-сть, м
Марка
угля
Угол
падения, г
Глубина
разработки
Склонность
к самовоз-
горанию Примечание 1 2 3 4 5 6 7
VIII
Внутренний 2,2 Г 40-85 - Склонен Не разраба-тывается
VII
Внутренний 2,0 Г 40-85 - Склонен Не разраба-тывается
VI
Внутренний 1,67 Г 40-85 - Склонен Не разраба-тывается
V
Внутренний 1,9 Г 40-85 230 Склонен
Находится
в отработке
IV
Внутренний 3,5-6,5 Г 20-85 230 Склонен
Находится
в отработке
III
Внутренний 3,0 Г 20-85 230 Склонен
Находится
в отработке
II
Внутренний 6,0 Г 20-85 230 Склонен
Находится
в отработке
II/>
Внутренний 4,2-4,5 Г 20-85 230 Склонен
Находится
в отработке
Проводник II/>
Внутреннего 2,45 Г 30-85 - Склонен Не разраба-тывается
I Внутренний
( в.п.) 1,6 Г 30-85 - Склонен
Не разраба-
тывается
I Внутренний
( н.п.) 1,4 Г 30-85 - Склонен Не разраба-тывается Характерный 4,8 Г 30-85 230 Склонен Не разраба-тывается Горелый 6,15 Г 30-85 - Склонен Не разраба-тывается
Прокопьекский
II 4,4 Г 30-85 - Склонен Не разраба-тывается Прокопьевский I 3,35 Г 30-85 - Склонен Не разраба-тывается Мощный 17,5 СС 30-85 - Склонен Не разраба-тывается Безымянный II 1,7 СС 30-85 - Склонен Не разраба-тывается
Безымянный I
(в.п.) 6,5 СС 30-85 - Склонен Не разраба-тывается
Безымянный I
(н.п.) 6,5 СС 30-85 - Склонен Не разраба-тывается Спорный 1,67 СС 50-85 - Склонен Не разраба-тывается Подспорный 4,5 СС 50-85 - Склонен Не разраба-тывается
1.3.4 Тектоникаполя шахты
В границахшахтного поля имеют развитие следующие основные пликативные структуры (свостока на запад): Промежуточная антиклиналь, I синклиналь, II Тырганскаяантиклиналь, Нулевая синклиналь, IТырганская антиклиналь, прослеживающиеся по всей длине поля, осложненныедополнительной складчатостью, а также тектоническими нарушениями, различными похарактеру, амплитуде и протяженности.
Промежуточнаяантиклиналь является основной пликативной формой, имеет северо-западноепростирание. Южнее 15 разведочной линии замок складки погружается на юг подуглом 30º, в остальной части ось складки имеет плавные опускания иподнятия в пределах 7-20º.Осевая плоскость складки севернее 15 разведочнойлинии выше горизонта +120м срезается крупным нарушением «R», имеющим направление, параллельноеоси складки. Складка асимметричная. Западное крыло имеет крутое падение подуглом 55-85º, срезается крупным нарушением «R». Восточное крыло в южной половине поля осложнено двумядополнительными складками — Малыми Восточными синклиналью и антиклиналью. Углыпадения восточного крыла Промежуточной антиклинали в пределах 40-70º.
I Синклиналь отделяет Промежуточнуюантиклиналь от II Тырганской ипрослеживается по всему шахтному полю. Ось складки имеет перегиб в районе 12-14разведочных линий с погружением в направлении на север и юг под углом5-10º. Осевая плоскость падает на восток под углом 70-75º. Восточноекрыло значительно круче западного, падение их составляет 85-90º и10-16º. Ось синклинали погружается на север под углами 5-20º.
II Тырганская антиклиналь. Ось складкиплавно погружается в северном направлении под углом 2-20º. Крылья складкив основном пологи — восточное крыло имеет падение под углами 10-45º,западное 20-55º.
Разрывнаятектоника шахтного поля представлена серией крупных и мелких нарушенийвзбросового, реже сбросового характера, ориентированных преимущественно попростиранию угленосных отложений. Наиболее распространенными являются взбросы инадвиги.
Тырганскийнадвиг – наиболее крупное нарушение района, амплитуда его от 1400-1700м на югедо 2000м на севере шахтного поля. Простирание нарушения параллельно общемупростиранию угленосных отложений, направление падения сместителя юго-западноепод углом 45º, местами выкручивается до 58º. Ширина зоны дробления имятых пород изменяется от 32 до 72м. Вблизи надвига имеют развитиемногочисленные крупные и мелкие нарушения, в основном, повторяющие его форму ихарактер.
Нарушение «Z» поражает восточное крыло Нулевойсинклинали на севере поля шахты, разрывает осевую часть и переходит на западноекрыло. Плоскость сместителя падает на юго-запад под углами 70-75º, средняяамплитуда смещения 460м. Нарушение на всем протяжении сопровождается зонойинтенсивного дробления пород шириной 25-60м.
Нарушение «R» имеет форму взброса, срезаетзападное крыло и замковую часть Промежуточной антиклинали. Простираниенарушения параллельно оси Промежуточной антиклинали, плоскость сместителяпадает на северо-восток под углом 85-89º. Амплитуда смещения у севернойграницы поля шахты достигает 250-300м, в направлении на юг амплитудауменьшается и у 15 разведочной линии нарушение затухает. Зона перемятых,нарушенных пород также уменьшается с севера на юг от 24м до полного выклинивания.Нарушение «М» по своей форме и характеру относится к несогласному взбросу,являясь восточной границей поля шахты. Падение плоскости сместителя восточноепод углами 77-88º. Нарушение имеет амплитуду 700-1000м и сопровождаетсязоной дробленных пород шириной 480м, перемятых и разбитых многочисленнымитрещинами.
Кромеуказанных выше нарушений на поле шахты геологической разведкой и горнымиработами на гор.+120м и гор.+120м выявлено около 80 нарушений с амплитудойсмещения более 10м и более 200 нарушений с амплитудой смещения менее 10м.
1.3.5 Гидрогеологияполя шахты
Вдольсеверной границы шахтного поля протекает р. Тугай, а в 1.0км от южной границыр. Аба. Ширина долины р. Тугай 50-70м. максимальный расход воды р. Тугай вдождливый период составляет 600-660м З/час, в засушливое время года онапересыхает. Мощность рыхлых отложений в долине речки изменяется от 0,4 до13,0м. Рыхлые четвертичные отложения обводнены незначительно. Вследствие того,что грунтовые воды, в основном, дренированы горными работами, на водопритоки вшахту заметного влияния они не оказывают.
Коренныепороды отличаются неравномерной обводненостью. Наиболее обводнены породы в зоневыветривания до глубины 80-120м, в депрессиях рельефа (долинах речек и логах).Повышенной водоносностью характеризуются породы в зонах дробления крупныхнарушений и песчаники над пластом Мощный. На водоразделах угленосная толщаобводнена слабо.
«Горельники»на поле шахты, в основном, осушены горными выработками, однако в периодыливневых дождей и паводков могут быть причиной кратковременного увеличенияпритока воды в шахту с поверхности. Во избежание этого необходимопредусматривать комплекс предупреждающих мероприятий.
Похимическому составу воды, в основном, гидрокарбонатные, кальциево-магниевые,пресные. Агрессивная углекислота в воде не обнаружена. Фактические притоки водыв шахту за последние 5 лет (1998-2002гг.) составили:
— гор.+220м:нормальный – 226,6 – 290,2 М/>/nac;
— гор.+120м:нормальный – 60,8 – 282м~\час. Среднегодовой приток за 2002 год составил556м\час. Ожидаемый водоприток в шахту по данным составит:
— нагор.+220м – нормальный – 310м З\ч и максимальный – 465м З\ч;
— нагор.+120м – нормальный – 250м З\ч и максимальный – 375м З\ч.
1.4 Горнаячасть
1.4.1 Горно-геологическийпрогноз
Горно-геологическаяхарактеристика по пласту II/>Внутренний с кв. № 27 представлена втаблице 1.2
Таблица 1.2 –Горно-геологический прогноз № Наименование показателей Значение показателей 1
Наименование пород:
основной кровли
основной почвы
алевролит
песчаник 2
Устойчивость:
основной кровли
основной почвы
средняя
устойчивая 3
Опасность пласта:
по метану
по пыли
по горным ударам
по внезапным выбросам
по самовозгоранию
по прорывам глины
опасен
опасен
не опасен
не опасен
склонен
опасен 4
Угол падения пласта, град.
минимальная
максимальная
средняя
68º
76º
72º 5
Мощность пласта, м
минимальная
максимальная
средняя
3,3
3,7
3,5 6
Коэффициент крепости (по Протодьякову)
пачек угля
основной кровли
основной почвы
0,8
4-5
7 7 Зольность угля, % 18 8 Плотность угля, т/м³ 1,31 9 Ожидаемая газообильность по метану, м³/т 5,0 10 Размеры участка по простиранию, м 179 11 Размеры участка по падению, м 102 12 Глубина отработки по откаточному горизонту, м 236 — 297 13
Ситуация на вышележащих пластах и горизонтах:
пожары
водоносные горизонты
целики опасных размеров
№454 от 02.X.05 до 19.IV.06
откаточный штрек гор.+220м
нет 14
Охраняемые объекты на поверхности:
здания и сооружения
транспортные
водные
кирпичный завод
нет
нет 15 Геологические нарушения нет
1.4.2 Выборсистемы разработки и ее параметры
Учитывая горно-геологические условия залегания пласта II/> Внутреннего и наосновании «Инструкции по применению щитовой системы разработки» (Прокопьевск,1973г.), а также имеющегося опыта отработки пластов в аналогичных горно-геологическихусловиях паспортом предусматривается применить щитовую систему разработки.
Вид щитов – бессекционные.
Управление горным давлением осуществляется полнымобрушением кровли.
Работы по выемке угля и управлению кровлей вести всоответствии с утвержденным паспортом крепления и управления кровлей по технологическойсхеме №58 альбома «Технологические схемы очистных и подготовительных работ наугольных шахтах»
Параметры системы разработки
1 Высота этажа — 97м.
2 Количество подэтажей — 2.
3 Тип щитового перекрытия — эластичный, бессекционный.
4 Размеры щита:
по простиранию -24м, 18м.
в крест простирания –2,8м.
Размер щита в крест простирания уточняется на основаниидетальной разведки мощности пласта и устанавливается геологическим паспортомщита.
5 Размер межщитового целика -2м.
6 Расстояние между сбойками — 4.5м.
7 Количество щитов – 2.
8 Управление кровлей – полное обрушение.
9 Направление отработки – обратное (от северной границы наквершлаг №27).
Расчет потерь на блок приведен в таблице 1.3
Таблица 1.3 – Расчет потерь на блок
Наименование
целика Размеры целика, м
Объем
целика,
м/> Выработки в целике Объем потерь По простиранию По падению Помощ-нос-ти S, м²
l ,
м
n,
шт
/>l,
м V, м³ м³ т 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Межгоризонтный
целик 200 7,4 3,5 5180 5180 6785,8 Межучастковый целик 3,75 102 3,5 1338,75 1338,75 1753,7625 Целик над квершлагом 11 94,6 3,5 3642,1
/>=11,4
/>=8,3
11
11
1
1
11
11
125,4
91,3
∑216,7 3425,4 4487,274 Межблоковые полосы 2 94,6 3,5 662,2
/>=11,4
/>=6,2
/>=8,3
/>=2,25
2
2
2
2
1
1
1
11
2
2
2
22
22,8
12,4
16,6
49,5
∑101,3 560,9 4408,674 Целик у ската 4 94,6 3,5 1324,4
/>=2,25
/>=6,2
4
4
11
1
44
4
99
24,8
∑123,8 1200,6 1572,786 Целик у ходовой печи 4 94,6 3,5 1324,4
/>=6,2
/>=11,4
/>=8,3
4
4
4
1
1
1
4
4
4
24,8
45,6
33,2
∑103,6 1220,8
1599,248
∑20,61
Балансовые запасы выемочного участка рассчитываются поформуле:
/>, тыс.т. (1.1)
где /> -размер участка по простиранию, м;
/> - наклонная высота этажа, м;
/> - мощность пласта, м;
/> - плотность угля, т/м³;
/>м (1.2)
где /> -вертикальная высота этажа, м;
/> - угол падения пласта, г.
Промышленные запасы выемочного участка рассчитываются поформуле:
/>, тыс.т. (1.3)
где />-суммарный объем потерь угля, тыс.т.
Суммарный объем потерь по мощности рассчитывается поформуле:
/>, тыс.т. (1.4)
где /> -потери по мощности, тыс.т.;
/> - потери по площади, тыс.т.
отери по мощности рассчитываются по формуле:
/>, тыс.т. (1.5)
/>, тыс.т.;
/>, тыс.т.
Коэффициент потерь рассчитывается по формуле:
/>% (1.6)
1.4.3 Вскрытие и подготовка пласта ивыемочного участка
Пласт II/> Внутреннийгор.+210 и +120м вскрыт квершлагом №27.
Отработка выемочного участка предусматривается от дальнейграницы к квершлагу №27. В связи со склонностью пласта II/> Внутреннего ксамовозгоранию, весь выемочный участок делится по простиранию на два блока составлением между ними профилактического целика. На момент составлениянастоящего паспорта пройдено ряд выработок предусмотренных схемой подготовки.
Вентиляционный штрек пройден от заезда на промежуточныйквершлаг №27 гор.+220м на всю длину выемочного поля 145м.Первые 54м сечением всвету 9,0м2 вчерне 11,4м2 закреплены металлом А-9-17,остальные 91м крепление – смешанное верхняк МТК-5, стойки-дерево сечение в свету7,8м2; (паспорт №2006-1851).
Конвейерный штрек пройден с откаточного штрека гор.+120м навсю длину выемочного поля сечением в свету 6,1 м2, в проходке 8,3 м2, крепление-деревом,неполной крепежной рамой трапециевидной формы с полной перетяжкой бортов икровли деревянными затяжками по паспорту №2006-1855.
Подэтажный штрек проводится на всю длину поля сечением всвету 4,5м2 вчерне 6,2м2, крепление – деревом, неполнойкрепежной рамой трапецивидной формы с полной перетяжкой бортов и кровлидеревянными затяжками.
Скат в блоке №2 засечен с вентиляционного штрека и пройдендо конвейерного штрека на длину 85м сечение 5,5 м2, креплениедеревянной венцовой крепью с разделением на грузовое и ходовое отделения.
1.4.4 Выемкаугля, крепление и управление кровлей
Управлениекровлей при ведении щитов – полное обрушение пород кровли. Шаг обрушения породкровли равен шагу посадки щита.
Очистныеработы под щитами начинаются после создания над ними угольной или породнойподушки, толщиной не менее мощности пласта. Угольная подушка над щитомсоздается путем разрушения целика угля над вентиляционным штреком буровзрывнымспособом. Для этого составными штангами с лежачей стороны рассечки, бурятсясерия веерообразных шпуров над каждой секцией щита, заряжаются и взрываются.Создание подушки производится после окончания монтажа щитового перекрытия.
Взрываниешпуров для создания подушки над щитом производится по паспорту БВР, составленномуначальником участка и утвержденному главным инженером шахты.
В случаезадержки образования подушки или зависания пород кровли, работы под щитомостанавливаются до ликвидации зависания подушки путем принудительного обрушенияпород при помощи БВР по мероприятиям, составленным начальником участка иутвержденным главным инженером шахты.
1.4.4.1 Монтажныеи демонтажные работы
Монтажщитового перекрытия производится от границы выемочного участка, посекционно, вмонтажной камере (рассечке). Крепление монтажной камеры (рассечки) должнообеспечить безопасность выполнения монтажных работ. Перед монтажом секции щитав монтажной камере проходится канава (горизонтальный проход) глубиной 1,5м.Размеры канавы должны обеспечить свободное перемещение в ней во время монтажаметаллической основы секции щита и в то же время прочное удержание щита набортах канавы (на почве монтажной камеры). Монтаж металлической основы секциищита начинается с раскладки швеллеров №20 и №30 и уголков, затем «решетка» изшвеллеров и уголков скрепляется болтами и по лежачему боку пласта к уголкамкрепятся салазки, Раскладываются накладки со стяжными болтами (шпильками),после чего приступают к укладке накатника.
Укладкунакатника или полубруса (бруса) на металлическую основу секции следует производитьвкрест простирания пласта. Не допускается вырубка каких-либо пазов снизу илисбоку для укладки или вставки стяжных болтов. В местах, где находятсяпоперечные швеллеры, производится ровная укладка первого ряда накатника.Количество рядов накатника в щите определяется с учетом конкретныхгорно-геологических условий.
Закреплениеуложенного наката к металлическому каркасу щита может производиться по двумвариантам:
1 Пакетнакатника смонтированной секции, обвязывается канатом в трех местах, по линии подвесныхшвеллеров металлического каркаса щита и стягивается накладками и стяжнымишпильками.
2 По верхунакатника укладываются по простиранию металлические или деревянные прогоны(связные) диаметром 22-30см, которые стягиваются с металлической основой секциинакладками и стяжными шпильками. С целью исключения развала накатника в концесекции устанавливаем стяжные болты, которые соединяем накладками с предыдущимистяжными болтами.
Стяжку секцииследует производить только верхними гайками стяжных болтов с оставлением запасарезьбы в нижней части болта для последующего подтягивания гаек при эксплуатациищита. На смонтированной секции щита выкладываются клетки (костры), которыетщательно расклиниваются с верхняками крепи монтажной камеры (рассечки). Дляопоры металлического подхвата в рассечке на смонтированную секцию укладываетсябрус, и монтаж секции на этом заканчивается. По окончании монтажа секцииприступают к проведению монтажной камеры (рассечки) для следующей секции щита. Секциимежду собой по мере монтажа соединяются кольцами из канатов Ø28-35мм,количество зажимов на каждой связке должно быть не менее четырех.
1.4.4.2 Транспортировка угля иззабоев подготовительных выработок
Уголь при проведении углеспускных, ходовых и вентиляционныхпечей поступает на скребковый конвейер С-53, установленный на конвейерномштреке. При проведении сбоек уголь из забоя выгружается вручную в печь, скоторой они проходятся, и по ней самотеком в аккумулирующий бункер под ней. Припроведении бункеров уголь самотеком поступает на конвейер С-53 установленный наконвейерном штреке.
1.4.5 Мероприятия по охране труда ибезопасности работ
1.4.5.1 Проветривание выемочногоучастка
Проветриваниевыемочного участка осуществляется за счет общешахтной компрессии, создаваемойвентилятором ВОД-40Р, установленным на юго-восточном стволе.
Дляпроветривания очистного забоя свежий воздух с квершлага № 27 гор.+120мпоступает на конвейерный штрек, с конвейерного штрека по печам и повентиляционной сбойке поступает в крайние со стороны тупика углеспускные печи,по ним под щит. Исходящая струя воздуха из-под щита по входной печи и сбойкевыходит на вентиляционный штрек по ходовой печи и далее по выработкам гор.+220мк юго-западному вентиляционному стволу и выходит на поверхность.
Дляисключения заколачивания свежей струи воздуха по ходовой печи, в ней на уровневходной сбойки устанавливается глухая ляда, выше и ниже входной сбойкиустанавливаются решетчатые ляды.
Печи,неиспользуемые для проветривания выработок, впереди очистного забоя перекрываютсяна вентиляционном штреке.
Длянепрерывного контроля содержания метана в исходящей струе очистного забоя,автоматического отключения электроэнергии в забое, передачи информации оконцентрации метана в исходящей струе из очистного забоя и его регистрации надиспетчерском пункте применяется аппаратура газового контроля.
Датчикиаппаратуры настраиваются на отключение электроэнергии при следующих значенияхобъемного содержания метана:
— в исходящейструе воздуха из очистного забоя – 1%. 1.4.5.2Общие меры безопасности при ведении работ под щитом
1. Ксамостоятельной работе в щитовых забоях допускаются горнорабочие, прошедшиеспециальный инструктаж по данной системе и имеющие стаж работы под щитом неменее 3-х месяцев.
2. Передпроизводством взрывных работ в щитовом забое рабочие из него, а также рабочиеиз смежных забоев (монтажная камера, сбойка, печи), должны быть выведены, насвежую струю воздуха и удалены на безопасное расстояние, указанное в паспортебуровзрывных работ.
3. Передначалом работы в щитовых забоях, а также после каждой посадки щита необходимопроверить исправность всего оборудования, состояние опорных целиков иуглеспускных печей и произвести тщательную оборку навесов угля пиками, имеющимищитки для защиты рук.
4. Послепроизводства взрывных работ вход людей под щит разрешается только послевыгрузки угля из первой (ближней к отработанному щиту) печи и полногопроветривания забоя.
5. Принеполной посадке щита (зависании) запрещается производить взрывные работы вовсех забоях на данном выемочном участке. Зависание ликвидируется подруководством лица технического надзора участка. Запрещается находиться наопорных целиках под не полностью посаженным щитом.
6. Устья всехуглеспускных печей под щитом надежно перекрываются предохранительными решетками,подвешенными к щиту. Для подвески и регулирования решеток по высоте по мереопускания щита должны применяться подвесные и регулирующие устройства,обеспечивающие безопасность и возможность регулирования подвески решеток.
На периодвзрывных работ во избежание забучивания устья печи отбитой массой угляпредохранительные решетки поднимаются над устьем печи.
7. Входнаяуглеспускная печь должна перекрывается переносной металлической решеткой науровне почвы входной сбойки.
8. Дляисключения падения в печи, люди в щитовом забое должны постоянно применятьпредохранительные пояса, надежно прикрепляемые к предохранительному канату.
9. Для входапод щит и выхода из-под щита служит металлическая лестница, котораяподвешивается к щиту и опускается по углеспускной печи до ближайшей сбойки,соединяющей эту печь с ходовой печью. Ступеньки лестницы должны отстоять отстенки печи не менее чем на 0,15м. Первая со стороны отработанного столбауглеспускная печь, служащая запасным выходом из-под щита, оборудуетсяметаллической канатной лестницей, в свернутом виде подвешенной к щиту. Длиналестницы должна быть такой, чтобы она в опущенном состоянии обеспечиваланормальный выход на сбойку сквозную или вентиляционной печи.
1.4.5.3 Мероприятияпо предупреждению эндогенной пожаро опасности
Для сниженияпожароопасности при отработке пласта II/>Внутреннего данным паспортомпредусматриваются выполнение следующих мероприятий:
— обеспечитьпроветривание выемочного поля с действующим напором на уровне вентиляционногоштрека не более 10 да Па.
— количествовоздуха, поступающее на участок, не должно превышать расчетное значение болеечем на 20% в течение всего срока отработки.
— отработанный щитовой столб изолировать чураковыми или брусчатыми перемычками навентиляционном и конвейерном штреках не позднее 3 дней после окончания работ, аизоляцию входных сбоек, производить с отставанием на одну сбойку. Перемычкивыполняются на глинистом растворе.
— на заездахвентиляционного и откаточного штреков возводятся двойные арки.
— создание3-х метрового изоляционного слоя на поверхности в районе отработки пластаПрокопьевского;
— образовавшиесяпровалы засыпать на смежных с действующим столбом и завершать созданиемизолирующего слоя из глины толщиной не менее 3м;
— профилактическаяобработка выработанного пространства будет производиться глинистой пульпой(ГП), которая подается в выработанное пространство по перфорированномупульповоду, проложенному по лежачему боку вентиляционного штрека пласта II/> Внутреннего.
— припоявлении признаков раннего возгорания, по распоряжению главного инженера,производится подача ИВГП в отработанное пространство рабочего щитового столба.
1.5 Экономическаячасть
1.5.1 Выборрежима работы очистного забоя
Участокработает 30 дней в месяц. Рабочие работают по скользящему графику. Каждыйрабочий делает по 22 выхода. В сутки три рабочих смены и однаремонтно-подготовительная, либо четыре добычные смены исходя из исходныхданных.
Первая сменаработает с 8 до 14;
Вторая сменаработает с 14 до 20;
Третья сменаработает с 20 до 2;
Четвертаясмена работает с 2 до 8.
1.5.2 Расчетнормативной нагрузки на очистной забой
Нормативнаянагрузка на очистной забой рассчитывается по формуле:
/> = />= /> (1.7)
где /> -продолжительность рабочейсмены, 360 мин.;
/>-количество добычных смен; />-длительность цикла, мин.;
/>-длина лавы, м;
r- подвигание забоя за цикл, м.
(прикомбайновой выемка – ширина захвата комбайна м. при буровых работахопределяется как произведение длины шпура на коэффициент использования шпур,(м).
/> — объемный вес угля, т/м³;
/> — мощность пласта, м.
1.5.3 Расчетнорматива нагрузки по фактору проветривания
Норматив пофактору проветривания определяется по формулам
/>=/>=/>=/>, т/сут. (1.8)
где /> - допустимая правиламибезопасности максимальная скорость движения воздуха вдоль забоя, 4 м/с ;
/> — максимальная площадь поперечногосечения лавы, свободная для перехода воздуха, м;
/> — Допустимая максимальнаяконцентрация метана в исходящей струе, % (1%) ;
/> — коэффициент неравномерностигазовыделения по условиям шахты (1,1-1,4) ;
/> — относительная метанообильностьлавы,% ;
/> — эмпирический коэффициент;
/> — коэффициент, учитывающий утечкивоздуха через выработанное пространство, непосредственно прилегающие кпризабойному пространству (1,1-1,4).
1.5.4 Расчетпродолжительности цикла и количества циклов в сутки
Определяемколичество циклов в сутки по формуле:
/>=/>=/>=/>,/>. (1.9)
где />-длительность смены, мин.;
/>-число смен по добычи полезногоископаемого;
/> — длительность цикла, мин.
1.5.5Расчет объемов работ по процентам (очистной забой)
1.5.5.1 Добычаугля с цикла
Объем работпо добыче угля с цикла вычисляется по формуле:
/>=/>=/>=/>, т. (1.10)
где /> — длина лавы, м;
/>-вынимаемая мощность пласта, м;
/>-подвигание забоя за цикл (шириназахвата, длина шпура с учетом киш), м;
/>=/>=/>=/>, м. (1.11)
/> — объемный вес угля, т/м³ ;
/> — длина шпура, м;
/> — коэффициент использования шпура (0,9 );
1.5.5.2 Бурениешпуров по углю в лаве
Объем работпо бурению шпуров по углю в лаве вычисляется по формуле:
/>=/>, шм.(1.12)
/>м. />, м.
где /> — количество шпуров всекции;
/> — количество ниш;
/> — длина шпура.
1.5.6Расчет комплексной нормы выработки и комплексной расценки
Комплексныенормы и расценки подсчитываются следующим образом:
1 Определяетсяобъем работ по каждому процессу.
2 Понормировочнику находим норму выработки по каждому процессу ( />) 3 Норму выработки покаждому процессу умножаем на поправочный коэффициент (получаем установленнуюнорму выработки ):
/>, ед.изм. (1.13)
4 Объем насмену по каждому процессу делим на установленную норму выработки по каждомупроцессу (получаем человеко – смен):
/>, ч/см. (1.14)
5 По каждомупроцессу устанавливаем тарифную ставку.
6 Стоимостьработ по каждому рабочему процессу определяется умножением тарифной ставки наколичество человеко – смен:
/>, руб. (1.15)
7 Комплекснаянорма выработки определяется делением объемов работ за цикл (в очистном забои –тонны, в подготовительном – метры) на суммарное количество человеко – смен:
/>, т/ч. (1.16)
8 Комплекснаярасценка определяется делением суммы заработанной платы на объем работ:
/>, руб. (1.17)
где /> - объем работ на смену,т(м); /> - сумма человеко – смен; /> - стоимость работ попроцессам, руб. Нормативная />-принята из сборника норм. Исходные и расчетные данные заносят в таблицу 1.4
Таблица 1.4 –Расчет комплексной нормы выработки и расценкиРабочие процессы объем работ на цикл Норма выработки Кол-во чел. смен разряд
Тарифная
ставка
Стоимос
ть работ,
руб. По нормировочнику Поправочный коэфф. Установленная 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Добыча угля с цикла, т. 110,04 67 0,9 60,3 1,82 5 55,41 606,7 Объем бурения шпуров 84 309,0 0,9 279,1 0,30 5 55,41 99,74 Скрепероние: ручная навалка, т 11,004 32,7 0,9 29,43 0,37 3 43,09 95,66 Итого:
/>2,49
/>802,10
Объем добычицикла определяется для всех систем разработки, при любой организации труда взабои. Остальные виды работ определяются согласно организации работ в забои.Объем ручной навалки угля определяются как 10% от объема добычи угля с цикла.Перечень работ, входящих в цикл представлены в приложении Б.
1.5.7 Расчетявочной и списочной численности
На участкепланируется численность рабочих сдельщиков и повременщиков. Явочный составрабочих – сдельщиков можно определить по формуле:
/>чел (1.18)
где /> — суточный объем работ,т(м);
/> — комплексная норма выработки, т (м);
/> — коэффициент перевыполнения нормвыработки.
Коэффициентперевыполнения норм выработки составит
/>чел. (1.19)
где /> — суммарное количествочеловеко – смен.
Явочныйсостав рабочих – повременщиков определяется согласно имеющимся нормативнымдокументам или принимается по участку, по которому собран исходный материал.
К рабочимповременщикам на участке относятся:
— дежурныеэлектрослесари(один человек в смену);
— ремонтно-подготовительное звено;
— лесодоставщики(один человек в смену );
— слесарьпланового -предупредительного ремонта и др.
Численностьрабочих по списку рассчитывается умножением явочной численности на коэффициентсписочного состава.
Если участокработает с непрерывной рабочей неделей, то коэффициент списочного состава можноопределить по следующей формуле:
/> (1.20)
где /> — календарное число дней вгоду;
/> — число праздничных дней в году;
/> - число выходных дней в году;
/> — средняя продолжительность отпуска,дни;
/> - коэффициент, учитывающий числоневыходов по уважительным причинам. />
/>чел. (1.21)
Численностьинженерно – технических работников определяется нормативами:
а) начальникучастка – 1;
б) замначальника участка – 1;
в) помощникначальника участка – 1;
г) механикучастка – 1;
д) горныймастер – 4 ( явочная численность из расчета один мастер в смену ), с учетомкоэффициента списочного состава.
Расчет сводимв таблицу 1.5
Явочнаячисленность рабочих по участку определяется как сумма сдельщиков иповременщиков.
/>чел. (1.22)
Списочная численность рабочих поучастку определяется как сумма сдельщиков и повременщиков.
/>чел. (1.23)
Списочнаячисленность работающих на участке составляет 37 человек.
Таблица 1.5 –Расчет списочного состава работников Наименование профессий Явочный состав
коэф.
списочн.
состава
Списочный
состав
работников 1см 2см 3см 4см сутки ГРОЗ (сдельщики) 2 2 2 2 8 1,84 12 МПУ, 2р 1 1 1 1 4 1,77 7 Эл.слесарь 4р. 1 1 2 1,77 4 Эл.слесарь 3р. 1 1 1 1 4 1,77 7 ГРП – 3 разряда 1 1 1 1 4 1,77 7 доставщик (др.) Всего рабочих
/>22
/>37 Начальник участка 1 1,77 1 Заместитель нач.уч-ка 1 1,77 1 Помощник нач.уч-ка 1 1,77 1 Механик 1 1,77 1 Горный мастер 1 1 1 1 4 1,77 6 Всего руководит.
/>8
/>10 Итого 30 47
1.5.8Расчет месячного объема работ по добыче угля
1.5.8.1Расчет добычи за цикл
/>т. (1.24)
1.5.8.2Расчет добычи за смену
/>, т. (1.25)
1.5.8.3 Расчетдобычи за сутки
/>, т. (1.26)
1.5.8.4Расчет добычи за месяц
/>т. (1.27)
1.5.9 Расчетсменной и месячной производительности труда и трудоемкости
1.5.9.1 Сменнаяпроизводительность труда (на выход) рабочего – сдельщика составит
/>т/ч. (1.28)
где /> — суточный объем работ,т(м);
/> — явочная численность рабочих –сдельщиков в смену.
1.5.9.2 Месячнаяпроизводительность труда рабочего – сдельщика
/>т/ч. (1.29)
где />-месячный объем работ, т(м); />-списочный состав рабочих – сдельщиков.
1.5.9.3 Сменнаяпроизводительность труда рабочего (с учетом повременщиков) составит
/>т/ч. (1.30)
где />месячный объем работ, т(м);/> — списочный состав рабочих-сдельщиков и повременщиков.
1.5.9.4 Месячнаяпроизводительность труда рабочего составит
/>т/ч. (1.31)
где /> — месячный объем работ, т; /> списочная численностьсдельщиков и повремеменщиков (рабочих).
1.5.9.5 Производительностьтруда работающих на участке с учетом инженерно-технических работниковопределяем по следующей формуле
/>ч/т. (1.32)
1.5.9.6 Трудоемкостьопределяем по следующей формуле
/>ч/т. (1.33)
1.5.10 Расчетдлительности рабочих процессов и построение графика организации работ
1.5.10.1Продолжительность выполнения ручных работ (рабочих процессов)
Время навыполнение ручных работ определяется по формуле
/>/>мин.; (1.34)
где /> — длительность смены, мин;
/> — количество человеко-смен порабочему процессу, чел-см;
/> — количество рабочих, выполняющихданный рабочий процесс, чел;
/> — коэффициент перевыполнения нормывыработки.
1.5.10.2 Построениеграфика организации работ
Построениеграфика организации работ производится в зависимости от режима работы,количества циклов в сутки и продолжительности выполнения рабочих процессов.
1.5.2.11 Расчетсебестоимости 1 т угля (1м выработки) по элементам затрат
В участковуюсебестоимость входят следующие элементы затрат: оплата по труду, на социальныенужды, материальные затраты, амортизация.
В элемент«Оплата по труду» входят заработная плата рабочих – сдельщиков, рабочих –повременщиков и зарплата руководителей.
Прямая сдельнаязарплата рабочих бригады составит:
/>руб. (1.35)
где /> -месячный объем работ, т;
/> — комплексная расценка (принята пофактическим данным), руб.
Определяемсумма премии за 100% выполнения плана по формуле:
/>руб. (1.36)
где /> — сумма премии, руб.;
/> — прямая сдельная зарплата, руб.;
/> - процент премии за 100% выполненияплана (по существующей системе премирования на шахте).
Определяемдоплаты за ночное и вечерние время работы по формуле:
/>руб. (1.37)
где /> — прямая сдельная зарплата,руб.;
/> - средний процент доплат за ночное ивечернее время = />.
Доплатыбригадиру принимаем 1700 руб.
/>, руб. (1.38)
Зарплата рабочих-сдельщиков без поясного коэффициента составит:
/>
/>руб. (1.39)
где /> — прямая сдельная зарплатарабочих, руб.;
/> — сумма премии, руб.; /> — доплата бригадиру извеньевым, руб.;
/> — доплата за ночное время работы,руб.
Зарплатарабочих-сдельщиков с поясным коэффициентом составит:
/>руб. (1.40)
где /> — поясной коэффициент поКузбассу. Расчетные и исходные данные заносим в таблицу 1.6 Средняя заработнаяплата рабочего сдельщика составит:
/>руб. (1.41)
где /> — сумма зарплаты рабочих-сдельщиков, руб; — списочный состав, чел.
Таблица 1.6 — Расчет зарплаты рабочих – сдельщиков, руб. Профессия
Прямая
зарплата
Доплата за
ночные,
вечерние Премия
За рук.
бригад.
Общая зароб.пл.
с район.к. сдельщики 182833,2 54849,96 91416,6 1700 430039,69
Расчетзарплаты рабочих- повременщиков.
В фондзарплаты рабочих – повременщиков входят: прямая зарплата, доплаты.
/>руб. (1.42)
Расчетзарплаты определяем табличным методом, с учетом того, что каждый рабочий делает22 выхода за месяц.
Таблица 1.7–Расчет зарплаты рабочих- повременщиков, руб.
Наимено
профес.
Тариф.
ставка
Кол-во
человек
Прямая
зарплата
Доплата
за н/в
(30%)
Премия
(40%)
Район.
коэфф
Общая зар.
плата
МПУ, II
разр. 39,17 7 36193,08 10857,92 21715,85 1,3 89396,91
ГРП,III
Разр. 43,09 7 39815,16 11944,55 23889,09 1,3 98343,44
Эл.слес,
IV разр. 48,58 4 25650,24 7695,07 15390,14 1,3 63356,08
Эл.слес,
III разр. 43,09 7 39815,16 11944,55 23889,09 1,3 98343,44 Итого 349439,87
Расчетзарплаты руководителей представлен в таблице 1.8
Таблица 1.8 –Расчет зарплаты руководителей
Наименование
профессий
Должнос.
оклад Премия Ночные
Зарплата
с прем.
Зарплата
с район. коэфф. 90% сумма Начальник участка 13522 85 11493,7 25015,7 32520,41 Заместитель начальника 12522 85 10643,7 23165,7 30115,41 Помощник начальника 11022 85 9368,7 20390,7 26507,91 Механик 10522 85 8943,7 19465,7 25305,41 Горный масте ( 6 человек) 9522 85 48562,2 17137,8 75222 97788,6 Итого: 212237,74
Фонд заработнойплаты по участку составил:
/>руб. (1.43)
где />-сумма зарплаты рабочих-сдельщиков, руб.;
/> — сумма зарплатырабочих-повременщиков, руб.;
/> — сумма зарплаты руководителей, руб.
Себестоимость1 т угля по элементу «Оплата по труду» составит:
/> руб. (1.44)
где /> — фонд зарплаты по участку,руб.;
/> - месячный объем работ, т (м).
1.5.11.2 Затратына социальные нужды
Затраты насоциальные нужды вычисляются по формуле:
/> руб. (1.45)
где /> — фонд зарплаты по участку,руб.; /> — коэффициент начисления насоциальные нужды – 34,5%. Себестоимость 1т по элементу « Социальные нужды »вычисляется по формуле:
/>руб. (1.46)
где /> — затраты на социальныенужды, руб.; /> — месячный объем затрат, т.
1.5.11.3 Материальныезатраты
В элемент «Материальные затраты» входят все материалы, относимые полностью насебестоимость при передаче их в производство, материалы, относимые на счет «Расходы будущих периодов и затраты на электроэнергию по двухставочному тарифу».
Суммапогашения затрат по материалам длительного пользования определяется, как 50% ихпервоначальной стоимости (кабель гибкий, цепи, рештаки).
Расчет затратна материалы сводится в таблицу 1.9
Таблица 1.9 –Расчет затрат на материалы
Наименование
материалов Добыча за месяц Норма расхода на 1000 или 1т
Месячный
расход Цена за единицу материала, руб. Сумма затрат, руб. Горюче-смазочные 13200 1,5 19800 2 39600 Кабель гиб., м 13200 200 550 110000 Рештаки, шт 13200 80 1770 141600 Цепи, шт 13200 200 300 60000 Взрыв., веществ 13200 0,50 6600 45 297000 Средства взрыва 13200 1,67 22044 32 705408 Прочие материалы 13200 57329,82 Итого 1410937,82
Затраты напрочие материалы принимаем 15% от стоимости основных материалов.
Расчет затратна электроэнергию производится по двухставочному тарифу – за заявленную(установленную) мощность потребителей в кВт и за количество электроэнергии вкВт. ч.
Расчет ведемпо следующей формуле:
/>руб. (1.47)
где /> — заявленная(установленная) мощность потребителей, кВт;
/> — тариф за 1 кВт в месяц, 207 руб.;
/> — количество израсходованнойэлектроэнергии, кВт.ч;
/> — стоимость за 1 кВт. ч, 1,5 руб.
Тариф за 1кВт и 1 кВт. ч нужно взять по месту работы, принимаем по Кузбассу.
Расчет затратна электроэнергию в кВт. ч можно рассчитать табличным методом (см. таблицу 1.10).
Таблица 1.10–Расчет затрат на электроэнергию
Наименова-ние
оборудова-ния
Коли-
чество Мощн. двигт. кВт Время работы оборудования, час
Коли-чество,
кВт. ч руб
Цена 1
кВт.ч, руб
Сумма затрат за потр.Энерг.,
руб В смену В месяц Эл. Сверло 1 1,8 2,5 300 1350 1,5 2025 Конвейер 1 53,6 4 480 102912 1,5 154368 БГА 1 40 1,5 180 221,5 1,5 332,25 Лебедка 1 7,5 4 480 11400 1,5 17100 Итого
/>102,9
/>115883,5
/>173825,25
Затраты поэлементу « Материальные затраты» составят
Общие затратына материалы составят:
/>руб. (1.48)
где /> — основные материалы, руб.;/> — затраты на прочиематериалы, руб.; /> — затраты наэлектроэнергию по двухставочному тарифу, руб.
Себестоимость1т угля по элементу « Материальные затраты» составит:
/>руб. (1.49)
где /> - месячный объем работ, т(м).
1.5.11.4 Амортизация
Расчетамортизационных отчислений ведется с учетом полной первоначальной стоимостиприменяемого оборудования (основных фондов) и норм амортизации на полноевосстановление.
Расчетведется по следующей формуле:
/>руб. (1.50)
где /> – полная первоначальнаястоимость каждого вида оборудования, руб.; />-годовая норма амортизации на данный вид оборудование, %;
12 –двенадцать месяцев в году.
Исходные ирасчетные данные заносим в таблицу 1.11
Таблица 1.11– Расчет амортизационных отчислений
Наименование
оборудования />
Полная первонача
льная стоимость
оборудования
Годовая норма
амортизации,%
Амортизационные
отчисления Месяц Эл. Сверло 16000 25 333,33 БГА 393800 25 8204,17 Лебедка МК-7 97620 25 2033,75 Конвейер 388260 20 6471 Итого
/>895680
/>17042,25
Себестоимость1т угля по элементу « Амортизация » составит:
/>руб. (1.51)
где /> — месячная суммаамортизации, руб.;
/> — месячный объем работ, т.
1.5.11.5 Расчетсебестоимости 1т (1м выработки) по участку (по элементам затрат)
Себестоимость 1т угля по участкусоставит:
/>руб. (1.52)
где /> — себестоимость 1т угля поэлементу « Оплата по труду», руб.;
/> — себестоимость 1т по элементу «Социальные нужды », руб.;
/> - себестоимость 1т угля по элементу«Материальные затраты»;
/> - себестоимость 1т угля по элементу« Амортизация », руб.
1.5.12 Расчетструктуры себестоимости
Исходные ирасчетные данные заносим в таблицу 1.12
Таблица 1.12 –Расчет структуры себестоимости
Наименование
элементов
себестоимости Общи затраты, руб.
Себестоимость 1т
( 1м ), руб.
Структура
себестоимости Оплата по труду 991717,3 75,13 33,54 Социальные нужды 342142,46 25,92 11,57 Материальные затраты 1606063,37 121,67 54,31 Амортизация 17042,25 1,29 0,58 Итого:
/>2956965,38
/>224,01
/>100,00
Дляопределения структуры себестоимости необходимо общую себестоимость (итого)принять за 100%, а каждый элемент за «Х» и из пропорции определить процент последующей формуле:
/>%. (1.53)
где /> — себестоимость по каждомуэлементу, руб.;
/> — общая себестоимость, руб.
1.5.13 Расчетпоказателей использования основных фондов
Фондоотдача –показывает, сколько продукции в натуральном или денежном выражении приходитсяна рубль основных фондов или на 1000 рублей:
/>, т/руб. (1.54)
где /> - месячный объемпродукции, т;
/> — полная первоначальная стоимость, руб.
1.5.13.2 Фондоемкость
Фондоемкость- показывает, сколько рублей основных фондов приходится на выпуск единицы (обратный показатель фондоотдачи).
/>, р/т. (1,55)
1.5.13.3 Фондовооруженность
Фондовооруженность– показывает, сколько рублей основных фондов приходится на одного человека.
/>р/чел. (1.56)
где /> — полная первоначальнаястоимость основных фондов, руб.;
/> — списочная численность(рабочих-сдельщиков и повременщиков), ч.
1.5.13.4 Электровооруженность
Электровооруженность– показывает, сколько электроэнергии приходится на одного человека ирассчитывается по формуле:
/>кВт.ч. (1.57)
где W – количество израсходованнойэлектроэнергии, кВт.ч.
1.5.14 Расчетусловно годовой экономии
Расчетусловно-годовой экономии за счет снижения себестоимости определяется какразность между фактической себестоимостью единицы продукции по участку ирасчетной (проектной) себестоимостью единицы продукции умноженной на годовойвыпуск продукции.
/>руб. (1.58)
где /> — фактическая себестоимостьединицы продукции, руб.;
/> — себестоимость по проекту, руб.;
/> — объем работ годовой, т.
Таблица 1.13– Технико — экономических показатели Наименование показателя Величина 1. Месячная добыча, т 13200 2. Число рабочих дней в месяц 30 3. Списочная численность комплексной бригады, чел 12 4. Производительность труда на выход 1 рабочего бригады, т/мес. 55 5. Производительность труда рабочего за месяц, т/мес. 1100 6. Трудоемкость работ, человеко-смен/ 1000 т 2,80 7. Себестоимость 1т-всего, руб. 224,01 В том числе по элементам : 7.1 Оплата по труду 75,13 7.2 Начисление 25,92 7.3 Материальные затраты 121,67 7.4 Амортизация 1,29 8. Фондоотдача, т/руб. 0,014 9. Фондоемкость, руб. 67,85 10. Фондовооруженность, руб. 19057,02 11. Электровооруженность, кВт ч 2465,61 12. Условно- годовая экономия от снижения себестоимости, руб. 8868816
Заключение
Поставленныезадачи курсового проекта о применении современной организации труда, с такимрасчётом, чтобы снизить себестоимость одной тонны добываемого угля и получитьэкономический эффект. Таким образом, в данном курсовом проекте рассмотреныследующие вопросы:
— расчетобъёмов работ в очистном забое;
— расчеторганизации производства и труда;
— расчетпроизводительности работающих, на выход, и за себестоимость;
— расчетсебестоимости одной тонны угля.
Цельюкурсового проекта являлось определение организации работ в очистном забое,расчет технико-экономических показателей и условно- годовой экономии отснижения себестоимости одной тонны угля. Себестоимость одной тонны углясоставляет 224,01 рублей. Снижение себестоимости может производится за счётчёткой организации труда, экономии материалов, а увеличивается из-запроизводительности труда рабочих. Поэтому себестоимость при «ЩО» намногоменьше, чем при других системах разработок. При этой системе объём добычи угляза месяц равен 13200 тонн, а фонд заработной платы по участку составляет 991717,3рублей.При системе разработки «ЩО» условно- годовая экономия от снижения себестоимостиравна 8868816 рублей. Результаты расчётов сведены в таблицу 1.13
маркшейдеркомплекс обслуживание уголь шахта
2. Специальнаячасть
2.1 Маркшейдерскиеработы по обслуживанию эксплуатационного участка
2.1.1 Обязанностии права участкового маркшейдера
Обязанности иправа участкового маркшейдера закреплены в «Должностной инструкции участковогомаркшейдера шахты».
1 Общиеположения
1.1 Участковыймаркшейдер назначается и освобождается от должности генеральным директоромшахты по представлению главного маркшейдера шахты. На период временногоотсутствия замещается другим маркшейдером.
1.2Участковым маркшейдером назначается лицо, имеющее специальное высшее илисреднее образование по специальности «Маркшейдерское дело».
1.3Участковый маркшейдер непосредственно подчинен главному маркшейдеру шахты.
1.4Участковый маркшейдер выполняет все виды маркшейдерских работ в соответствии стребованиями ПБ и Инструкции по производству маркшейдерских работ.
1.5Осуществляет съемки горных выработок и земной поверхности.
1.6Составляет и периодически пополняет основную маркшейдерскую иобменно-графическую документацию.
1.7 Участвуетв разработке перспективных годовых и квартальных планов развития горных работ,а также в разработке мероприятий по ведению горных работ вблизи и в пределахопасных зон.
1.8Разрабатывает меры по охране зданий, сооружений и других объектов от вредноговлияния горных выработок, производит построение границ безопасного ведениягорных работ, барьерных и предохранительных целиков под указанными объектами,перенесение в натуру границ безопасного ведения горных выработок, после ихутверждения.
1.9 Задаетнаправления горным выработкам.
1.10Проверяет соотношение геометрических элементов шахтного подъема и выполняетпрофилирование стенок и проводников вертикальных стволов.
1.11Производит ежемесячные контрольные замеры выполненных объемов работ попрохождению и восстановлению подготовительных выработок, подвиганию очистныхзабоев и добычи угля, а также остатков угля на складах, недельные и декадныезамеры горных работ, совместно с геологической службой контролирует полнотувыемки запасов угля, определяет состояние и движение запасов и фактическихпотерь угля в недрах.
1.12Участвует в работе комиссии по приемке и браковке горных работ.
2 Должностныеобязанности
2.1 Выполнятьвсе виды маркшейдерских работ на закрепленном за ним участке в соответствии стребованиями ПБ и Инструкции по производству маркшейдерских работ.
2.2 Создаватьопорную сеть для съемки горных выработок, и производить съемку и замеры горныхвыработок.
2.3Производить нивелировку горных выработок с составлением профилей, составлять ипополнять маркшейдерскую графическую документацию.
2.4Переносить в натуру проекты горных выработок, сооружений, трасс и другихкоммуникаций.
2.5Определять по результатам съемки и замеров объемы выработанного пространства,объемы закладки и вести учет погашения пустот и подготовительных горных выработок.
2.6Осуществлять наблюдение за правильным ведением горных работ в соответствии спроектом, задавать направления горным выработкам и контролировать при ихпрохождении соблюдение проектных направлений, габаритов и профилей.
2.7 Вестинаблюдение за выполнением мероприятий по обеспечению работ вблизи недействующих (старых) выработок и других опасных зон.
2.8Производить по участкам подсчет запасов и учет эксплутационных потерь.
2.9Участвовать в составлении календарных планов развития горных работ по участками контролировать их выполнение.
2.10Принимать участие в проведении общешахтных маркшейдерских работ по поручениюглавного маркшейдера.
2.11 Вестиспециальную книгу маркшейдерских указаний, в которой фиксировать все нарушенияв ведении горных работ и давать предложения по их устранению.
2.12 Припосещении забоев в случае нарушения технологии выемки пласта, присечки боковыхпород производить запись в путевую горного мастера и в рапорт на оплатувыполняемых работ.
3 Праваучасткового маркшейдера
3.1 Приостановитьбеспроектные и неплановые горные выработки, которые проходятся с нарушениемпроектных направлений, сечений и профиля, с последующим сообщением главномумаркшейдеру.
3.2Приостановить горные работы при их ведении в пределах опасных зон без утвержденногопроекта, с последующим сообщением главному маркшейдеру.
2.1.2 Штатспециалистов маркшейдерской службы предприятия
Длявыполнения маркшейдерских работ предприятие по добыче полезного ископаемогообязано иметь в своем составе маркшейдерскую службу, деятельность которойрегламентируется Положением о маркшейдерской службе, утвержденноетерриториальными органами Госгортехнадзор России. На руководителя предприятиявозлагается ответственность за укомплектование маркшейдерской службынеобходимым штатом инженерно-технических работников и рабочих, автотранспортом,инструментами приборами и материалами.
Числоучастковых маркшейдеров шахты рассчитывается по формуле:
/> (2.1)
где L – плановый годовой объем проведенияподготовительных выработок хозяйственным способом, км;
l – среднегодовая протяженностьподдерживаемых выработок, км;
n – среднедействующее число очистныхзабоев по плану.
Вычисленноезначение N умножаем на коэффициент Кшзависящий от горно-геологических условий. Шахта относится к II группе с коэффициентом Кш= 1,4. Для обслуживания участка карьероуправление (УКУ) необходимо 0,4участкового маркшейдера. Для наблюдения за сдвижением горных пород и земной поверхности,за деформациями подрабатываемых зданий и сооружений, для обслуживания участковрекультивируемых земель добавляется два участковых маркшейдера.
2.1.3 Наличиекачественного оборудования и принадлежностей
Для измерениягоризонтальных углов в ходах полигонометрии используется теодолит Theo 010, для проложения теодолитныхходов применяется теодолит 2Т30. Для линейных измерений используютсякомпарированные рулетки длиной 20,30,50 метров.
Длягеометрического нивелирования используются нивелиры Н-10.
2.1.4 Состояниемаркшейдерской документации
Всоответствии с Законом РФ «О недрах» (статья 22) пользователь недр обязанобеспечивать ведение маркшейдерской документации в процессе всех видовпользования недрами и ее сохранность.
Журналыизмерений и вычислительная документация ведутся по всем видам маркшейдерскихработ, выполняемых на горном предприятии. При этом используются журналы типовыхформ, соответствующих виду выполняемой работы. Записи в журналах должны быть четкие.Ошибочные результаты зачеркивают, а повторные записывают в новых строках.
В журналахвычислений делаются ссылки на журналы (документы), из которых взяты исходныеданные, и результаты измерений. Вычислительная документация подписываетсяисполнителем работ и проверяется главным маркшейдером предприятия, о чемделается соответствующая запись.
Маркшейдерскаяграфическая документация, которая обязательно должна вестись на горномпредприятии, включает:
-чертежи,отражающие рельеф и ситуацию земной поверхности (к этой группе относятся планземной поверхности территории производственно-хозяйственной деятельностигорного предприятия в масштабе от 1:1000 до 1:10000, план застроенной частиземной поверхности в масштабе от 1:1000 до 1:2000, план промышленной площадки вмасштабе от 1:500 до 1:000, планы породных отвалов и гидроотвалов в масштабе от1:1000 до 1:5000 и пр.);
-чертежи,отражающие обеспеченность горного предприятия пунктами маркшейдерских опорнойгеодезической и съемочными сетей (планы расположения пунктов маркшейдерскойсети и пунктов разбивочной сети, абрисы и схемы конструкции реперов);
-чертежиотводов горного предприятия;
-чертежигорных выработок, отражающие, вскрытие, подготовку и разработку месторождения.
Чертежи,входящие в состав маркшейдерской документации, делятся на исходные и производные.
К исходнымотносятся планы земной поверхности и чертежи горных выработок, которые поточности и полноте отображения объектов съемки соответствуют требованиямИнструкции по производству маркшейдерских работ. Для составления исходнойдокументации, как правило, используют результаты съемки.
К производнымчертежам относятся копии и репродукции с исходных чертежей, дополненные принеобходимости специальным содержанием и предназначенные для решения текущихзадач предприятия, организации. Перечень производных чертежей и требования к ихизготовлению устанавливаются отраслевыми инструкциями.
Исходнаямаркшейдерская документация выполняется в соответствии с ГОСТами.
Исходныечертежи открытых и подземных горных выработок пополняют не реже одного раза вмесяц.
Для решенияразличных производственно-технических вопросов, связанных с деятельностьюгорного предприятия, используется так называемая обменная горная графическаядокументация, которая составляется на предприятии.
Этадокументация отражает схему вскрытия месторождения, применяемые системыразработки, динамику технологических процессов горного производства, плановоеразвитие горных работ, структуру, форму и элементы залегания полезногоископаемого, а также содержит различную горнотехническую и геологическуюдокументацию.
Всоответствии с указаниями по составлению чертежей обменной горной графическойдокументации, составленными с Госгортехнадзором России 8 декабря 1992 г. иутвержденными Департаментом угольной промышленности Минтопэнерго России, вкомплект обменных планов по действующим, строящимся и реконструируемым шахтамвключены:
-планыпромышленной площадки в масштабе 1:500, 1:1000;
-вертикальнаясхема вскрытия шахтного поля в масштабе 1:1000, 1:2000, 1:5000;
-план илипроекция на вертикальную плоскость горных выработок по каждому пласту (слою) вмасштабе 1:1000, 1:2000, 1:5000;
-план горныхвыработок по основным горизонтам (при разработке свиты пластов крутого падения)в масштабе 1:2000, 1:5000;
-планыоколоствольных горных выработок, приемно-отправительных площадок главныхуклонов и бремсбергов в масштабе 1:200, 1:500, 1:1000;
-вертикальныйразрез шахтного ствола (находящегося в проходке, углубке, расширении) сгеологической колонкой в масштабе 1:200, 1:500;
-планповерхности шахтного поля в пределах горного отвода в масштабе 1:5000;
-совмещенныйплан горных выработок в масштабе 1:1000, 1:2000.
Чертежиобменных планов составляют и пополняют маркшейдерская и геологическая службыгорного предприятия.
Геологическиенарушения и пояснительные разрезы к ним, структурные разрезы по пластам ивмещающим породам, участки плывунных и обводненных пород, карстовых пустот,гипсометрия почвы пласта, углы падения и мощности пластов, разведочные,водопонижающие и гидронаблюдательные скважины и другая геологическая информацияна чертежах обменных планов изображается геологической службой горногопредприятия.
Ответственностьза полноту, достоверность, качество обменных планов и своевременностьпредоставления несут технический руководитель, главный маркшейдер и главныйгеолог шахты и соответствующие службы шахты и объединения
2.1.5 Ориентированиерабочего горизонта, результаты ориентировки
Ориентированиерабочего горизонта осуществлялось в два этапа.
1 этап.Ориентирование геометрическим способом через вертикальный ствол: стволклетьевой и скиповой ствол.
2 этап. Послепроведения соединительных выработок между этими стволами была выполненаориентировка через два вертикальных ствола. Для контроля ориентированиеотдельных сторон на рабочем горизонте выполнялось гироскопическим способом.Расхождение между дирекционными углами сторон из двух ориентировок не превысила- 3´, установленного допуска.
2.1.6 Передачавысотной отметки на рабочий горизонт, результаты передачи
Высотныеотметки передаются на рабочий горизонт в горные выработки на пункты подземнойопорной маркшейдерской сети, передача выполняется независимо дважды черезвертикальные, наклонные, горизонтальные выработки.
Передачувысот через вертикальные горные выработки рекомендуется выполнять глубиномером,светодальномером или другими приборами и методами, в том числе по головномуподъемному канату, обеспечивающими необходимую точность.
Передачавысот выполняется в соответствии с требованиями руководства эксплуатацииприборов.
Температуравоздуха при передаче высот измеряется в начале и в конце работы на земнойповерхности и на рабочем горизонте околоствольного двора.
Отчеты понивелирным рейкам, груз–рейке и контрольной рейке фиксируются до миллиметров.Расхождение между двумя результатами или двумя превышениями допускается неболее 4 мм; за конечный результат принимается среднее арифметическое.
Допустимоерасхождение между двумя независимыми передачами высот по вертикальнымвыработкам определяется по формуле:
/> (2.2)
где Н –глубина шахтного ствола, м.
2.1.7 Подземнаямаркшейдерская опорная сеть рабочего гори зонта
Маркшейдерскиесети в подземных горных выработках по их назначению и точности определения положенияпунктов (закрепленных точек) классифицируют на подземные маркшейдерские опорныесети, съемочные сети.
Подземныемаркшейдерские опорные сети являются главной геометрической основой длявыполнения съемок горных выработок и решения горно-геометрических задач,связанных с обеспечением правильной и безопасной разработки месторожденияполезного ископаемого.
Подземныемаркшейдерские опорные сети прокладывают по капитальным горным выработкам.Исходными служат пункты, закрепленные в околоствольных выработках вблизивскрывающих выработок, координаты которых определены в результатесоединительных съемок относительно исходных пунктов на земной поверхности.
Подземныеопорные сети состоят из полигонометрических ходов, ходов геометрического итригонометрического нивелирования, прокладываемых по главным подготовительнымвыработкам
Полигоны сдлиной более 2 км разделяют на секции, в каждой секции число углов не должнопревышать 20. Для контроля одна из сторон в каждой секции должна бытьориентирована в пространстве гироскопическим методом.
Средняяквадратическая погрешность (СКП) наиболее удаленных пунктов опорной сетиотносительно исходных пунктов не должна превышать 0,8 мм в масштабе плана.
Точностьизмерений в полигонометрических ходах характеризуется следующими показателями:
-средняяквадратическая погрешность измерения горизонтальных углов 20//;
-средняяквадратическая погрешность измерения вертикальных углов 30//;
-средняяквадратическая погрешность гироскопического ориентирования не более 1/.
Расхождениемежду двумя измерениями длины линии светодальномерами должно быть не более 10мм, стальными рулетками — 1:3000 длины стороны. [ ].
2.1.7.2 Развитиеплановой опорной сети и способы контроля
Развитиеплановой опорной сети для обеспечения маркшейдерских съемок на участкезаключено в проложении полигонометрических ходов от ствола по выработкамоколоствольного двора, основным подготовительным выработкам.
По мереподвигания горных выработок, подземную опорную сеть периодически пополняют.Пункты полигонометрических ходов не должны отставать от забоев выработок большечем на 500 м в масштабе 1:2000, и на 300 м в масштабе 1:1000.
Пополнениесети допускаются не более 3 раз, при этом общая протяженность пополнительныхучастков сети не должна превышать 1,5 км.
При ведениигорных работ вблизи утвержденных опасных зон, и затопленных выработок, удалениепунктов полигонометрических ходов от забоев подготовительных выработок недолжно превышать 30 метров, а при проходки выработок 50 метров к указаннымграницам, и 150 метров при проведении выработок вдоль границы зоны.
По мереразвития горных работ опорные сети при необходимости реконструируют.
Послереконструкции опорной сети изменение в положении пунктов полигонометрии,наиболее удаленные от точек центрирования не должно превышать 1,2 мм на плане,а при разработке свиты крутых пластов 1,5 мм. В случае превышения указанныхдопусков, ранее выполненные съемки в пределах действующих горных выработокподлежат перевычислению.
2.1.7.3 Закреплениепунктов
Вершины угловполигонов в горных выработках закрепляются в зависимости от их положения иназначения. При выборе мест закрепления пунктов теодолитной съемкируководствуются следующими общими требованиями:
– взаимная видимость смежных пунктов;
– наибольшее расстояние между смежнымипунктами;
– длительная сохранность пунктов;
– удобные и безопасные условия дляизмерений.
Постояннымизнаками закрепляются пункты, входящие в опорные сети, называемые постоянными.Они устанавливаются в местах, обеспечивающих полную их сохранность. Этомутребованию, как правило, удовлетворяют капитальные горные выработки, пройденныев коренных породах. Следует избегать установки постоянных пунктов в техвыработках, которые в данный момент находятся или в ближайшее время будутнаходиться в зонах опорного давления. Закладываются они в околоствольном дворе,в главных откаточных штреках и в других горных выработках длительного срокаслужбы группами по 3 – 4 пункта в смежных вершинах полигона, что обеспечиваетвозможность контроля их стабильности путем повторного измерения угла. Группыпостоянных пунктов закладываются через 300 – 500 м друг от друга, расстояниемежду смежными пунктами должно быть не менее 50 м. В случае неустойчивых пород,группы постоянных пунктов закладываются по мере возможности.
Постоянныепункты закрепляются в почве или кровле выработки в зависимости от состоянияпород. Конструкция пунктов может быть различной. При закреплении постоянногопункта в почве выработки, что следует делать только при неустойчивой кровле,над пунктом в верхняке крепи забивают временный знак. Последний служит лишь дляобеспечения отыскивания постоянного пункта, но не для центрирования под нимтеодолита или сигнала.
В рядеслучаев постоянные пункты закладываются в стенки или боках выработок иназываются боковыми постоянными пунктами. Конструкция их центров может бытьразной.
При закладкепостоянного пункта составляется эскиз его местонахождения и способазакрепления, который воспроизводится в журнале вычислений координат полигонов.
Временнымизнаками закрепляются все пункты подземных теодолитных полигонов (ходов), крометех, которые избраны для закрепления постоянными. Конструкция знаков временныхмаркшейдерских пунктов в выработках может быть весьма разнообразной: без крепи,в верхняках деревянной крепи, в деревянных пробках, в выработках сметаллической или штанговой крепью.
Напротивкаждого постоянного или временного знака на стойках крепи устанавливаются маркис обозначением порядкового номера пункта. В горных выработках, закрепленныхбетоном, металлом или пройденных без крепления, номер пункта надписывается настенке выработки масляной краской. Порядок нумерации для каждой шахтыустанавливает главный маркшейдер; повторение номеров на одной и той жевыработке недопустимо.
По своейконструкции ходы полигонометрии делятся на: замкнутые, разомкнутые, висячие.
Висячие ходыполигонометрии, которые ориентируются только на 1 пункт с «твердыми»координатами или на 1 «твердый» дирекционный угол, как показано на рисунке 2.1
/>
Рисунок 2.1 — Схема висячего хода
Схемазамкнутого хода показана на рисунке 2.2
/>
Рисунок 2.2 –Схема замкнутого хода
Схемаразомкнутого хода показана на рисунке 2.3
/>
1
Рисунок 2.3 –Схема разомкнутого хода
Несвободныеходы полигонометрии – это разомкнутые ходы с полным контролем в дирекционныхуглах и координатах, как показано на рисунке 2.4
/>
Рисунок 2.4 –Схема несвободного хода полигонометрии
Типы центровпоказаны на рисунке 2.5
/>
Рисунок 2.5 –Типы центров: а – постоянный, б — временный
В условияхООО «Шахта «Киселевская» закрепление пунктов подземной полигонометрииосуществлялось, как показано на рисунке 2.5
2.1.7.4 Методикаугловых и линейных измерений
Припроложении подземных полигонометрических ходов применяются теодолиты сосреднеквадратической погрешностью измерения горизонтального угла не более 15//.В выработках с углом наклона менее 300, горизонтальный угол измеряютодним полным приемом или повторением.
Расхождениемежду βк и βизм не должно превышать 45//.Расхождение между значениями углов в полуприемах не должно превышать 1/.Расхождение между значениями углов в приемах должно быть не более 1/30//.
Длины сторонв полигонометрических ходах измеряют стальными компарированными рулетками, светодальномерамии другими приборами, обеспечивающих необходимую точность. Стальные рулеткидолжны быть прокомпарированы с относительной погрешностью не менее 1/15000.
Линейныеизмерения выполняют при постоянном натяжении мерного прибора, равным натяжениюпри компарировании. Силу натяжения фиксируют динамометром. Температуру воздухаучитывают в том случае, если изменение ее относительно температурыкомпарирования превышает 50. Стороны ходов измеряют дважды, в прямоми обратном направлениях. Отсчеты берут до миллиметров, каждый интервал измеряютдважды. Расхождение между двумя измерениями интервала не должно превышать 5 мм.Разрешается измерять линии в одном направлении: со смещением полотна рулеткипри повторном измерении.
В условияхООО «Шахта «Киселевская» измерение горизонтальных углов в подземнойполигонометрии осуществляют теодолитом Тheo 010 одним полным приемом, длины линий стальнойкомпарированной рулеткой с натяжением от динамометра. При измерении длинфиксируется температура окружающего воздуха. [ ], [ ].
2.1.7.5 Камеральнаяобработка и уравновешивание сетей подземной полигонометрии
В задачуобработки результатов подземной полигонометрии входят вычисление координатпунктов теодолитных ходов и оценка точности их определения на соответствиетребованиям, предъявляемым к подземным опорным и съемочным плановым сетям.
Порядоккамеральной обработки:
– обработкаполевых журналов;
– обработка длинсторон хода;
– обработкагоризонтальных углов;
– вычисление иуравнивание приращений координат;
– Определениекоординат точек хода.
Вычислениесредних значений измеренных углов выполняют дважды, затем сравнивают их срезультатами измерений, в случае обнаружения ошибки ее устраняют.
Обработкаизмеренных длин сторон производится в специальном журнале с введением в длинынеобходимых поправок:
– поправка закомпарирования вычисляется по формуле:
/> (2.3)
где тк – средняяквадратическая погрешность компарирования, м;
l – длина линии, м;
L – длина рулетки, м;
– поправка затемпературу вычисляется по формуле:
/> (2.4)
где α – коэффициент линейного растяженияполотна рулетки;
t – температура воздуха при измерении,г;
t0– температура воздуха при компарировании, г;
— поправка затемпературу вычисляется в том случае если разность температур при измерении икомпарировании более 50С;
– поправка за натяжение полотнарулетки вычисляется по формуле:
/> (2.5)
где р –натяжение полотна рулетки при измерении, кг;
р0– натяжение полотна рулетки при компарировании, кг;
Е – модульупругости полотна рулетки;
S – площадь поперечного сеченияполотна рулетки, м2;
– поправка заструну провеса вычисляется по формуле:
/> (2.6)
где f – струна провеса, м.
Такимобразом, исправленная длина линии вычисляется по формуле:
/> (2.7)
где lи – измеренная длина стороны, м.
Поправки lk, lt, lp, lf в измеренные длины сторон вводят припостроении подземных опорных сетей и сетей съемочного обоснования,используемого при пополнении опорных сетей, а также при маркшейдерскомобеспечении решения ответственных инженерных задач.
Горизонтальноепроложение вычисляется по формуле:
/> (2.8)
где δ –угол наклона стороны, г.
В рядеслучаев необходимо получить исправленное горизонтальное проложение, вычисляемоепо формуле:
/> (2.9)
где ΔН,Δу – поправка соответственно за приведение к поверхностиреференц-эллипсоида и на плоскость Гаусса–Крюгера, м.
Поправка заприведение к поверхности референц–эллипсоида Красовского вычисляется поформуле:
/> (2.10)
где Н –абсолютная высота измеряемой стороны SB, м;
R – средний радиус Земли, м.
Поправка заприведение к плоскости Гаусса–Крюгера вычисляется по формуле:
/> (2.11)
где у – ордината средней точки даннойстороны хода, м;
SB – длина горизонтальной проекциистороны, м.
Поправки заприведение к поверхности референц–эллипсоида Красовского и плоскостиГаусса–Крюгера вводятся в том случае, если их сумма превышает 1/15000длины измеряемой линии.
Проверенныесредние значения углов и горизонтальные проложения длин сторон записывают введомости вычисления координат. Фактическую угловую невязку f/> находят как разность между суммойизмеренных углов ∑βi и теоретической суммой углов в полигоне по приведенным формуламв зависимости от формы полигона и способа его привязки.
Вычислениефактической угловой невязки в замкнутом полигоне производится по формуле:
/> (2.12)
где />г.м.с.;
/>г.м.с.
Вычислениефактической угловой невязки в разомкнутом полигоне производится по формуле:
/> (2.13)
где />– дирекционный уголконечной стороны хода, г.м.с;
/>– дирекционный угол начальной стороныхода, г.м.с;
п –количество точек в ходе.
Вычислениефактической угловой невязки в «висячем» полигоне производится по формуле:
/> (2.14)
где />´– дирекционный уголконечной стороны хода первого хода, г.м.с;
/>´´– дирекционный уголконечной стороны хода второго хода, г.м.с;
Фактическаяугловая невязка полигона не должна превышать допустимой величины. В этом случаеона распределяется поровну на каждый измеренный угол с обратным знаком. Допустимаяугловая невязка в замкнутых полигонах определяется по формуле:
/> (2.15)
где t – точность измерения горизонтальныхуглов, с.
Допустимаяугловая невязка в висячих полигонах определяется по формуле:
/>, (2.16)
Допустимаяугловая невязка в разомкнутых полигонах определяется по формуле:
/>, (2.17)
Еслифактическая угловая невязка не превышает установленный допуск, то фактическаяугловая невязка распределяется поровну на все углы со знаком противоположнымзнаку невязки.
Исправленныегоризонтальные углы вычисляются по формуле:
/> (2.18)
Дирекционныйугол каждой последующей стороны хода вычисляют по дирекционному углу предыдущейстороны и измеренному горизонтальному углу по следующей формуле:
/> (2.19)
где +1800– если />меньше1800;
– 1800– если />больше1800;
+β –если βлев;
– β –если βправ;
/> – дирекционный угол предыдущейстороны хода, г.м.с.
Так какугловая невязка распределена, то в результате вычисления дирекционных угловхода должен быть получен безошибочный исходный дирекционный угол в замкнутомполигоне или дирекционный угол конечной исходной стороны в разомкнутомполигоне, что служит контролем вычислений.
Вычислениерумбов производят по следующим формулам:
/> (2.20)
Вычислениеприращений координат пунктов полигона выполняется по формулам:
/> (2.21)
где S – горизонтальное проложение стороныхода, м.
Вычислениеабсолютной линейной невязки по осям вычисляется по формулам:
– для замкнутогохода:
/> (2.22)
– дляразомкнутого хода:
/> (2.23)
где хн,ун – координаты начального пункта хода, м;
хк,ук – координаты конечного пункта хода, м.
– для висячегохода:
/> (2.24)
где хк,ук – координаты конечного пункта первого хода, м;
хк,ук – координаты конечного пункта второго хода, м.
Вычислениеобщей абсолютной невязки в ходе:
/> (2.25)
Относительнуюлинейную невязку хода получают по формуле:
/> (2.26)
где Р –периметр хода, м.
Допустимаялинейная невязка для замкнутого хода подземной полигонометрии составляет:
/> (2.27)
Еслиотносительная линейная невязка меньше или равна допустимой линейной невязке, тодлины в ходе измерены с достаточной точностью. Если условие выполняется, тоабсолютные невязки по осям распределяют пропорционально длинам сторон со знакомпротивоположным знаку невязки.
Поправки поосям вычисляют по формулам:
/> (2.28)
Контрольопределения поправок:
/> (2.29)
Вычислениеисправленных приращений координат:
/> (2.30)
Контроль:
– замкнутый полигон
/> (2.31)
– разомкнутыйполигон:
/> (2.32)
Координатывершин хода вычисляются по формулам:
/> (2.33)
Контрольвычисления координат:
– замкнутый полигон – координатыисходного пункта заданные и вычисленные равны;
– разомкнутый полигон – координатыконечного пункта заданные и вычисленные равны;
– висячий полигон – координатыконечного пункта первого и второго ходов равны.
Вычислениеприращений и координат выполняют с точностью до миллиметров.
Уравниваниеполигонометрических ходов выполняют раздельно, т.е. сначала уравнивают угловыеизмерения, затем приращения координат.
Уравниваниепроложенных дважды висячих ходов заключается в определении средних значенийдирекционных углов общих сторон и координат общих пунктов (участки хода междуобщими пунктами уравнивают как отдельные ходы).
В журналевычисления должны быть указаны: название горной выработки, дата выполнениясъемки, номер и страницы журнала, в котором велись записи по съемке; журналдолжен быть снабжен схемой или абрисом снимаемых горных выработок. [ ], [ ], [ ].
Примеррасчетов приведен в таблице 2.1
/>
2.1.7.6Высотная опорная сеть
Подземныемаркшейдерские высотные опорные сети состоят из ходов геометрического итригонометрического нивелирования, прокладываемых по главным и подготовительнымвыработкам.
Геометрическоенивелирование выполняется по выработкам с углом наклона до 50.Тригонометрическое нивелирование — по наклонным выработкам, допускаетсяпроизводить одновременно с проложением полигонометрического хода.
До началанивелирования проверяется устойчивость реперов, используемых в качествеисходных. Допустимая разность между контрольным превышением и ранееопределенным между исходными реперами — не более 15 мм при определениипревышений техническим нивелированием.
Приопределении высот тригонометрическим нивелированием, вертикальные углы измеряюттеодолитами со средней квадратической погрешностью измерения вертикального углане более 25// в прямом и обратном направлениях. Расхождение значенияместо нуля допускается не более 1/30//.
Стороны ходаизмеряются в соответствии с требованиями для линейных измерений в подземныхполигонометрических ходах. Высота инструмента и сигналов измеряются рулеткойдважды, отчеты берут с точностью до миллиметров.
Разностьпревышений для одной и той же линии допускается не более 0,0004.
Для ходовтригонометрического нивелирования допустимая невязка рассчитывается по формуле:
/> (2.34)
где L – длина нивелирного хода, км.
Притехническом нивелировании прокладываются замкнутые ходы или висячие в прямом иобратном направлениях. Расстояние между нивелиром и рейками допускается неболее 100 м. отчеты по рейкам берутся до миллиметров; расхождение в превышенияхна станции, определенных по черной и красной сторонам реек или при двухгоризонтах инструмента допускается не более 10 мм.
Допустимаяневязка технического нивелирования рассчитывается по формуле:
/> (2.35)
Уравниваниезамкнутых нивелирных ходов выполняется путем распределения поправок впревышениях, взятых с обратным знаком невязки, пропорционально числу станцийили длинам сторон хода. За окончательное значение высоты пункта, определенногоиз ходов разной длины, применяется весовое среднее, считая веса обратнопропорциональными длине ходов или числу штативов в ходе.
В условияхООО «Шахта «Киселевская» для проложения ходов геометрического нивелирования поглавным и подготовительным выработкам используются нивелиры 3Н–3КЛ и рейки РН3.[ ].
2.1.8Съемочные сети
Съемочныесети опираются на пункты подземной полигонометрии. Съемочные сети представляютсобой замкнутые, разомкнутые и висячие ходы. Съемочные сети прокладываются поподготовительным, нарезным и очистным выработкам.
Положениепунктов съемочных сетей определяется в результате пополнительной теодолитнойсъемки по мере подвигания выработки или после ее завершения.
Отставаниепунктов теодолитного хода от забоя подготовительной выработки допускается неболее:
– в выработкепроводимой по проводнику – 50 м;
– в выработке понаправлению – 100 м.
Припроведении выработки у границы опасной зоны, вдоль нее или непосредственно вней, отставание пунктов не должно превышать 20 м.
Высотапунктов съемочной сети определяется тригонометрическим и геометрическимнивелированием технической точности. [ ].
2.1.8.2Закрепление пунктов
Пунктысъемочной сети закрепляются как временные пункты подземной полигонометрии, какпоказано на рисунке 2.5
2.1.8.3Методика угловых и линейных измерений
В съемочныхсетях измерения углов выполняется теодолитами технической точности.Центрирование теодолита и сигнала выполняется с помощью шнуровых отвесов. Ввыработках с углом наклона до 300углы измеряются одним полнымприемом или повторением. Расхождение между контрольным и измеренным углом недолжно превышать 1/30//. Расхождение в полуприемах недолжно превышать 2/. В выработках с углом наклона более 300горизонтальные углы измеряют двумя приемами, начальный отсчет во втором приемеменяется приблизительно на 1800. расхождение между значениями угловв приемах не должно превышать.
Приизмерениях длин в съемочных сетях допускается натяжение рулеток бездинамометра. Длина линий измеряются дважды. Отсчеты берут до миллиметров.Допустимое расхождение между двумя измерениями сторон не должно превышать 1/1000измеряемой длины стороны хода.
В условияхООО «Шахта «Киселевская» в съемочных сетях измерение углов выполняетсятеодолитами 2Т30, а измерение длин линий стальной компарированной рулеткой. Измерениегоризонтальных углов производится 1 полным повторением и 1 полным приемом.
2.1.8.4Определение высотных отметок пунктов съемочной сети
Определениевысотных отметок пунктов съемочной сети осуществляется с помощьютригонометрического нивелирования.
До началанивелирования проверяют устойчивость реперов, используемых в качестве исходных.Допустимая разность между контрольными превышениями и ранее определеннымипревышениями между исходными реперами не более 15 мм.
Тригонометрическоенивелирование выполняют одновременно с проложением теодолитных ходов.Вертикальные углы измеряют одним приемом в прямом и обратном направлениях или водном направлении с изменением высоты сигнала перед вторым измерением. Схематригонометрического нивелирования представлена на рисунке 2.6
δ
l />
Рисунок 2.6 –Схема тригонометрического нивелирования
В теодолитныхходах при передаче высот тригонометрическим нивелированием должны соблюдатьсяследующие требования:
– расхождение значений места нуля вначале и конце хода не более 3/;
– расхождение между двумя определениямивысоты теодолита или сигнала не более 10 мм;
– разность в превышениях одной и той жестороны не более 1/1000 ее длины.
Допустимаявысотная невязка хода вычисляется по формуле:
/> (2.36)
Нивелирныеходы уравнивают распределением невязок пропорционально длине сторон хода,отметки округляют до сантиметров. [ ], [ ].
2.1.8.5Камеральная обработка и уравновешивание съемочных сетей
Камеральнаяобработка съемочной сети аналогична камеральной обработке сетей подземнойполигонометрии. В измеренную длину линии теодолитных ходов вводят поправки закомпарирование и температуру в том случае, если они в сумме превышают 1:5000длины измеряемой линии.
Примеркамеральной обработки приведен в таблице 2.2
/>
Относительныелинейные невязки не должны превышать в замкнутых теодолитных ходах 1:1500; вразомкнутых и дважды проложенных – 1:1000.
Уравниваниеходов съемочных сетей выполняют раздельным способом в соответствии с Инструкциейпо производству маркшейдерских работ. Значения координат можно округлять досантиметров, дирекционных углов в теодолитных ходах – до 10//. [ ].
2.1.9Съемочные работы
Маркшейдерскиеработы при проведении нарезных и очистных выработок в выемочных участках иочистных блоках называют съемочными работами.
Они являютсяодной из важнейших задач маркшейдерской службы. Срок службы нарезных и очистныхвыработок небольшой.
Отоперативной и правильной съемки во многом зависит нормальная производственнаядеятельность горного предприятия, обеспечение безопасного ведения горных работ,полнота выемки полезного ископаемого из недр.
Порезультатам маркшейдерских работ в нарезных и очистных выработках повсеместнорешают такие горнотехнические задачи, как уточнение формы, свойств и условийзалегания залежи и вмещающих пород; планирование подготовительных и очистныхгорных работ; перенесение проектного положения выработок в натуру и задание имнаправлений; контроль правильности проведения горных выработок и т.п.
Объектамимаркшейдерской съемки являются все горные выработки, характерные точки икапитальные сооружения в них, элементы геологического строения месторождения ивмещающих пород, элементы горного давления.
Съемкуподробностей производят одновременно с проложением теодолитных ходов.
2.1.9.2Съемки подготовительных горных выработок
Съемкунарезных выработок выполняют от ближайших пунктов и сторон маркшейдерскойсъемочной сети путем замеров стальными или тесьмяными рулетками илитахеометрическим способом. Линейные измерения выполняют на уровне среднегосечения выработки с точностью до 1 дм вчерне и до 1 см – в свету.
Все деталисъемки отражают на эскизах в специальном журнале или журнале угловых измерений.При контроле соблюдения проектного сечения выработки основные ее размерыизмеряют до сантиметров. Для отражения на маркшейдерских планах динамикипроцесса горного производства во времени съемку ведут систематически вустановленные сроки, иногда по декадам, но не реже одного раза в месяц, а такжена момент завершения проходки выработки. Измеряют объемы горно–подготовительныхи очистных работ, определяют подвигание забоя, его ширину и высоту.
2.1.9.3Съемка очистных забоев
Съемкуочистных забоев или замер выработанного пространства выполняют по состоянию напервое число каждого месяца. В зависимости от вида очистных забоев игорнотехнических условий положение очистных забоев определяют съемкой(теодолитом, угломерной, буссольной) или замерами рулеткой от ближайших пунктовсъемочной сети. Наряду со съемкой очистных забоев производят замеры мощностизалежи и других элементов.
Съемкаочистных забоев обязательно сопровождается эскизными зарисовками. На эскизеотображают степень выработанности смежных боковых участков, замеряют изаписывают размеры целиков, отмечают места завалов, прорыва плывунов, очагивозникновения пожаров, внезапных выбросов газов и другие подробности,представляющие интерес с точки зрения техники безопасности; замеряют места, гдепроизводится закладка выработанного пространства, а также бутовые штреки,элементы залегания, мощность залежи и ее изменение по простиранию и падению,элементы геологических нарушений. Структуру залежи замеряют в характерныхместах и в местах резкого ее изменения. На структурных разрезах залежиизображают все пачки полезного ископаемого, породные прослойки, ложную почву икровлю, надписывают размеры (мощности) пачек и прослоев, указывают, какиепородные прослойки, и пачки полезного ископаемого вынимаются, и какие остаютсяне вынутыми или отсортировываются у забоя, подчитывают и отмечают общую,полезную и выемочную мощность залежи. Участки потерянного полезного ископаемогопо мощности и потери отбитого полезного ископаемого также замеряют.
Рулеточныйзамер сводится к линейным измерениям по ходу, привязываемому к пунктаммаркшейдерской основы. Повороты по ходу делают под прямым углом на глаз,подробности – по методу ординат. Данные рулеточного замера контролируютлинейной привязкой точек хода к попутным точкам и предметам, определенным ранееиз съемок при помощи угломерной съемки. [ ].
Схема съемкиприведена на рисунке 2.7
/>
Рисунок 2.7 –Схема замера горных работ
2.1.10Маркшейдерские работы при подготовке участка к добыче
Направлениегоризонтальным и наклонным выработкам задают вдоль осей, по углам поворота иуклонам. Задать направление в горизонтальной плоскости означает вынести изакрепить линию, соответствующую оси или параллельную ей.
Перед спускомв шахту маркшейдер выписывает в полевой журнал значение горизонтального угла напредпоследней точке и длину последней стороны. В журнал выписывается такжезначение угла направления, которое определяется графическим или аналитическимспособом.
Спустившись вшахту, маркшейдер проверяет положение последнего пункта, измерением напредпоследней точке горизонтального угла и расстояния между последними точками,и сравнивают их с выписанными. Расхождения при этом не должны превышать 1/30//для угла и 1/1000 для длины. Если условие выполняется, топоследний пункт не изменил свое положение.
Устанавливаюттеодолит на последней точке, приводят инструмент в рабочее положение. На лимбегоризонтального круга устанавливаем отчет равный 0000/00//(вертикальный круг слева), визируют на левое направление, открепляют алидаду иповорачивают верхнюю часть теодолита до тех пор, пока на лимбе горизонтальногокруга не появится отсчет равный углу направления. Алидаду закрепляют и наближайшей к забою раме крепи вывешивают отвес, точку С1. Повторяютдействия при вертикальном круге справа и закрепляют точку С2.Расстояние между точками С1 и С2 делят пополам изакрепляют точку С. Для контроля измеряют горизонтальный угол и сравнивают сзаданным углом направления. Допустимое расхождение между измеренным и заданнымуглом направления не должно превышать 2/.
Если условиевыполняется, то направление 1650 – С закрепляют еще не менее чем двумя отвесамипо методике «на себя». Расстояние между отвесами принимают: для шнуровых 2 – 3м, для светящих не менее 10 м. Горнякам сообщается величина скобы (расстояние ототвеса до ближайшего борта выработки). Контроль за соблюдением заданногонаправления сводится к систематическому промеру фактической скобы и сравненииее с заданной. Расхождение не должно превышать 5 см.
Задатьнаправление в вертикальной плоскости означает вынести и закрепить в выработкилинию или плоскость под проектным углом наклона. Направление может быть заданонивелиром.
Перед спускомв шахту маркшейдер выписывает в полевой журнал исходные данные.
Спустившись вшахту, маркшейдер проверяет неизменность положения последних пар реперов. Дляэтого определяют превышение между последними парами реперов и сравнивают срезультатами из предыдущей съемки, расхождение не должно превышать 10 мм.
Намечаютпоследующие пары реперов через 10-15 м.
Устанавливаютнивелир между реперами и приводят его в рабочее положение. Отмечают горизонтинструмента на намеченных рамах крепи по обоим бортам. Измеряют расстояние отвизирного луча до исходного репера (а/>).Определяют расстояние от горизонта инструмента до последующих реперов поформуле и отмечают краской на крепи.
/> (2.37)
Горникамсообщается величина скобы – это расстояние от репера до головки рельса повертикали.
В условияхООО «Шахта «Киселевская» задание направления горным выработкам в горизонтальнойплоскости осуществляется теодолитами 2Т30, в вертикальной плоскостиосуществляется нивелирами Н-10, а измерение длин линий стальной рулеткой.Направления закрепляют шнуровыми отвесами. Задание направления горнымвыработкам в горизонтальной и вертикальной плоскостях представлено на листе 2графической части проекта.
2.1.10.2Маркшейдерский контроль за проведением горных выработок
Маркшейдерскийконтроль за проведением горных выработок осуществляется путем периодического ихосмотра, замеров горизонтальных и вертикальных съемок. Если при маркшейдерскомконтроле обнаружено, что выработка проводится не по проекту, то маркшейдердолжен остановить работы для исправления допущенных отклонений от проектногозадания.
Важноезначение имеет также контроль за соблюдением проектного сечения выработки ипаспортных характеристик крепления, так как превышение проектных сеченийприводит к удорожанию проходки и поддержания выработок; занижение сечений,особенно в откаточных выработках, может быть причиной аварии и несчастныхслучаев. При контроле за соблюдением проектного сечения выработки и паспортныххарактеристик ее крепления обращается особое внимание на соблюдение проектныхрасстояний между стенками выработки, как показано на рисунке 2.8
/>
Рисунок 2.8 –Схемы съемки сечения выработок
Дляисправления допущенного искривления выработки в горизонтальной плоскости,прежде всего, производят детальную съемку искривленного участка. По результатамсъемки составляют план выработки в крупном масштабе (1:100 –1: 200), на которомнамечают ее новую конфигурацию. По составленному проекту графически определяютнормальное расстояние от сторон подземного хода до новой оси выработки.
2.1.11Замер горных работ
Замеры горныхвыработок, их документация составляют значительную часть в общем объемемаркшейдерских работ на горном предприятии. Замеры осуществляются от съемочныхсетей, их производство главным образом связано с выполнением съемок пониженнойточности.
В результатезамеров получают данные, необходимые для пополнения и детализациимаркшейдерской графической документации, определения и контроля объемоввыполнения горных работ, контроля оперативного учета добычи полезногоископаемого, учета потерь и разубоживания полезного ископаемого при добыче,управление запасами и т.д.
Посредствомзамеров контролируется правильность ведения некоторых видов горных работ –соблюдение требований паспортов крепления подготовительных и очистныхвыработок, а также размеров целиков около подготовительных выработок и т.д.
Необходимостьв замерах возникает в связи с тем, что съемочные сети создаются с отставаниемот непрерывно подвигающихся забоев горных выработок и не дают необходимогопредставления о положении и состоянии горных выработок на отчетный период.
Кроме того,ряд данных, необходимых для работы горного предприятия, может быть получен врезультате линейных измерений меньшей точности, например, определение положенияи размеров целиков, мест засечки нарезных выработок и т.п. Периодичностьзамеров определяется потребностями производства и регламентируется нормативнымиотраслевыми документами, например, месячные замеры.
2.1.11.2Замер подготовительных горных выработок
Производствозамеров в подготовительных горнах выработках включает:
– измерение длины иподвигания выработок с целью определения и контроля объема выполненныхгорно-подготовительных работ;
– измерение длинылиний забоев и контроль соответствия фактических сечений подготовительныхвыработок проектным сечениям;
– определениеположения и размеров нарезных выработок и целиков с последующим использованиемэтих данных для пополнения планов горных выработок, подсчета потерь и т.д.;
– определениеположения и элементов залегания геологических контактов (напластования,тектонических разрывов, трещинноватости) структуры пласта и другихгеологических объектов.
Порядоквыполнения работ:
– составлениеэскиза выработки и забоя;
– измерение длинывыработки и определение ее подвигания за отчетный период;
– измерение длинылинии забоя, мощности пласта;
– измерениелинейных элементов поперечного сечения выработки.
Содержаниеэскиза:
– положениеисходных точек и расстояний от них до забоев по предыдущему замеру;
– наименованиегорных выработок и их замеры;
– мощность пласта изарисовка структуры пласта;
– места и данныеизмерения элементов залегания пласта;
– места обрушений,опасные очаги и зоны.
Результатызамера заносят в замерную книжку, результаты обработки в Книгу замеров.
Положениеуказанных объектов определяется относительно мест пересечения выработок, точектеодолитной съемки или от специальных замерных точек, отмеченных в натуре темили иным способом (краской, металлическими пластинками и др.) в зависимости отвида крепления. Положение этих замерных точек, в свою очередь, устанавливаетсяпутем измерения рулеткой их отставаний от ближайших точек теодолитной съемки.
В отчетныепериоды от замерных или опорных точек тесьмяной или металлической рулеткойизмеряется расстояние до забоя выработки по полезному ископаемому и породе, допоследней рамы крепи и до конца уложенных откаточных путей. Разностьрезультатов измерений на конец и начало отчетного периода дает величинуподвигания забоя выработки за отчетный период по полезному ископаемому ипороде, приращение длины закрепленной части выработки и откаточных путей. ПустьL1 и L2 – расстояние забоя выработкисоответственно на начало и конец отчетного периода, тогда подвигание забоя заотчетный период будет в виде:
/>, (2.38)
Одновременнона составляемом эскизе показывают расстояния до соседних выработок,пересекающих данную; положение нарезных выработок; положение и размеры целиков;положение и характеристику геологических объектов и т.д.
По даннымзамеров и документации на маркшейдерский план горных выработок наносятся вкарандаше не только второстепенные выработки и связанные с ними детали, но иподвигание не основных подготовительных выработок, в результате съемокуточняется конфигурация замеренных участков основных выработок на плане и затемзакрепляется тушью. При замерах значительное внимание уделяется контролюсоответствия фактических сечений подготовительных выработок проектным. Назакрепленных участках сечение выработок измеряется вчерне и в свету. При этом ввыработках трапециевидного сечения измеряются: высота h0от кровли до почвы выработки, высота h от верхняка до головки рельсов,ширина А вчерне и ширина а в свету по низу верхняка, ширина С вчерне с в светуна уровне кромки вагонетки, ширина В вчерне и b в свету на почве выработки, величина зазоров r между стойками и верхней кромкойвагонетки. Кроме того, измеряются зазоры между крепью и стенками выработки,расстояния от головки рельсов до контактного провода.
Нанезакрепленных участках подготовительной выработки измеряется ее ширина(вверху, внизу, посередине) и средняя высота. В случае выхода сечения выработкиза пределы залежи, измеряется длина обнажения залежи в забое (включая раскоску)и мощность залежи.
В случаеобнаружения недоступных отклонений сечения и уклона от проектных значенийвыработка бракуется.
Замеры иконтроль сечений подготовительных выработок криволинейного очертанияпроизводится разными способами, обычно полярным или способом линейных засечек.При наличии необходимого оборудования может быть использован в этих целяхфотоаппарат со щелевой камерой.
При полярномспособе используется рулетка и градуированный полукруг (тип транспортира),закрепленный на вертикально установленной распорной стойке на высоте h по оси выработки. Измерение сводятсяк измерению рулеткой расстояний от центра полукруга до периметра выработки иугла наклона полотна рулетки в разных ее положениях. По высоте центра h полукруга, измеренным расстояниям li и их углам наклона δi определяется фактическое сечениевыработки.
Способлинейных засечек сводится к измерению расстояний l1 и l2 в каждой засечке до определяемойточки контура выработки от произвольно выбранных точек. По высоте h последних относительно почвывыработки и совокупности расстояний l1 и l2 строится фактическое сечение выработки.
Помимозамеров сечений вновь проводимых выработок маркшейдер совместно спредставителями технадзора, ответственными за состояние горных выработок,контролирует состояние эксплутационных главных подготовительных выработок. Этотконтроль сводится к выборочному замеру сечений выработки, проверке состояниякрепи и чистоты выработок, к съемке сечений в местах вывалов породы и проверкесечений после перекрепления выработок, а также к выборочной проверке уклонаоткаточных тупей и т.д.
Мощность иструктура залежи являются основными ее показателями, используемыми при решениимногих производственных задач, поэтому их оценке при замерах уделяется большоевнимание. При этом часто в расчетах используется мощности залежи по характернымнаправлениям: по нормали m кзалежи, по горизонтальному направлению mг вкрест простирания залежи и по вертикали mв. Для пластовых залежей наибольшее интереспредставляет нормальная мощность m,связанная с горизонтальной (вкрест простирания) mг и вертикальной mв следующейзависимостью:
/>, (2.39)
где δ –угол падения пласта, г.
В случаезначительной мощности залежи непосредственное измерение нормальной мощностизатруднено, поэтому ее определяют косвенно, при этом исходной являетсяизмеренная мощности mизм залежи вдоль секущей выработки илиобнажения. Вертикальная мощность mв залежи в данной точке являетсявеличиной постоянной в любом вертикальном разрезе т устанавливается в разрезе,проходящем через секущую выработку. Если известна вертикальная мощность и уголпадения залежи, то искомую нормальную мощность m находят по формуле (2.39). [ ], [ ].
Цельюпроизводства замеров в очистных и нарезных выработках является определениедлины линий очистных забоев, их подвигания за отчетный период и выявлениядеталей очистного пространства с целью получения необходимой информации дляпополнения планов, контроля паспортов крепления очистных выработок, подсчетадобычи полезного ископаемого, потерь и т.д. Положение очистных забоевопределяют рулеточным замером от пунктов съемочной сети. погрешностьопределения длины линии забоя, подвигания и высоты выработки не должныпревышать 1:100. положение очистного забоя при крутом падении с выемкойполезного ископаемого по простиранию определяют путем измерения расстояний отзабоя до пунктов, расположенных в штреках верхнего и нижнего горизонтов.
Замеры исъемки очистных забоев и нарезных выработок сопровождаются составлениемдетального абриса по каждой выработке. К ним относится положение и размерыоставленных целиков; сведения о креплении и поддержании выработанногопространства; характеристика залегания, мощности и структуры пласта. Результатызамера в целом по горному предприятию заносят в Журнал замера горных выработок.
Мощностьхорошо выдержанных пластов в очистной выработке измеряется через 15 – 20 м попростиранию и падению пласта. В случае изменчивой мощности элементов залегания,мощности и структуры пласта при замерах и съемках очистных выработок документируетсяположение, элементы залегания, размеры тектонических разрывов, пережимовпласта, изменчивость литологии кровли и т.д.
2.1.11.3Определение месячной добычи по участку
Учетом добычиполезного ископаемого называется учет его по числу и массе (нетто) вагонеток,скипов, вагонов или по данным непосредственного взвешивания на вагонных весахполезного ископаемого, поступающего из горных выработок за смену, сутки, месяц.Добыча полезного ископаемого на участках подсчитывается в целях контроляоперативного учета, по результатам замеров раздельно по подготовительным,очистным и нарезным выработкам. Количество вынутого угля определяется поформуле:
/> (2.40)
где S – площадь подрубленного угля, м2;m – вынимаемая мощность пласта, м; γ– объемный вес угля, т/м3. Площадьподрубленного угля определяется по формуле:
/> (2.41)
где а –подвигание очистного забоя за месяц, м; L – высота уступа, м. Расчет добычи приведен в таблице 2.3
Таблица 2.3 –Расчет добычи
/>
2.1.12Учет движения запасов
Учет движениязапасов представляет собой периодическое определение количества запасов сначала разработки месторождения. Движение запасов – это изменение их количествав результате добычи, разведки или их переоценки за определенный период.
Учет движениязапасов на горных предприятиях, который осуществляют на основегеолого-маркшейдерской документации, подразделяется на следующие виды:
– первичный учетдвижения запасов;
– свободный учетдвижения запасов;
– отчетный балансзапасов по состоянию на 1 января каждого года.
Балансовыезапасы подлежат учету по всем трем названным видам.
Забалансовыезапасы отражаются только в отчетном балансе по состоянию на 1 января каждогогода.
Причиныизменения величины забалансовых запасов (доразведка, переоценка и др.) должныбыть указаны в пояснительной записке к отчетному балансу запасов. Если впроцессе эксплуатации месторождения будет обоснована экономическаяцелесообразность отработки забалансовых запасов, то эти запасы подлежатпереводу в группу балансовых и взятию на баланс горного предприятия. Количествовновь подсчитанных и переведенных в балансовые запасы рассматриваются какприрост с дальнейшим учетом их движения в группе балансовых, а числящихся на площадипересчета забалансовые запасы списываются.
Первичныйучет движения запасов производится на основе обобщения геолого-маркшейдерскихматериалов, полученных в процессе геологоразведочных и эксплутационных работ.
За подсчетнуюединицу (объект) первичного учета запасов могут быть приняты: уступ, блок,панель, камера и др. Объект подсчета при первичном учете выбирается горнымпредприятием в зависимости от применяемой системы разработки игорно-геологических особенностей месторождения. Первичный учет запасов отражаетсяв паспорте, заведенном для каждой подсчетной единицы первичного учета запасов,к которому прилагается соответствующая таблица.
Первичныйучет состояния и движения запасов по указанным выше подсчетным единицамслагается из учета:
– количество запасов,находящихся в недрах на начало операционного периода;
– количестводобытого полезного ископаемого;
– количество потерьи разубоживания полезного компонента.
Длительностьоперационного периода первичного учета по каждой из приведенных позиций можетбыть неодинаковой (месяц, квартал). Она зависит от особенностей ведениягорно-эксплутационных работ и от возможностей организации учета по каждой изэтих позиций и устанавливается предприятием.
Запасыподсчетной единицы первичного учета (уступа, блока, панели, камеры),определенные проектом разработки месторождения. Ведомость движение запасов вподсчетной единице первичного учета закрепляется главным инженером, главныммаркшейдером, главным геологом.
Свободныйучет состояния и движения балансовых запасов производится на 1 января года,следующего за отчетным, в специальной прошнурованной книге с пронумерованнымистраницами, составляемой по специальной форме. В этой книге отражается движениезапасов как по отдельным объектам первичного учета запасов (уступ, блок, панельи т.д.), так и суммарно по более крупным объектам учета: этажу, пласту, линзе,залежи, участку и в целом по месторождению.
Кроме запасовосновного полезного ископаемого сводному учету подлежат также запасы всехсопутствующих полезных ископаемых и ценных компонентов, числящихся на балансегорного предприятия независимо от извлечения их при добычи, обогащении идальнейшей переработке.
В книгесвободного учета запасов содержится следующие сведения:
– учет уменьшениязапасов полезных ископаемых, происходящего в результате добычи, потерь придобычи, нецелесообразности отработки отдельных участков месторождения потехнико-экономическим соображениям или в случае не подтверждения запасов приэксплутационной разведке или эксплуатации месторождения и т. п.;
– учет приростазапасов в результате проведения геологоразведочных и эксплутационных работ и подругим причинам производится после утверждения в установленном порядкепротокола об увеличении запасов;
– учет объемовдобычи и потерь полезных ископаемых.
По частиместорождения, запасы которой не претерпели изменений, остаток запасов вноситсяодной строкой, после чего производится суммирование запасов. [ ].
2.1.13Учет потерь полезного ископаемого на участке и мероприятия по их снижению
Основныезадачи учета – определение уровня потерь полезных ископаемых для контроляправильности использования недр, анализа соответствия применяемых системразработки конкретным горно-геологическим условиям, выявления недостатковсистем разработки в отношении полноты извлечения полезных ископаемых,разработки и проведения мероприятий для снижения размеров количественных икачественных потерь до оптимального уровня; правильное планирование горных иразведочных работ, строительства предприятий или их дальнейшего расширения иреконструкции.
Потери чащевсего определяют прямым, косвенным и комбинированным способами.
При прямомметоде потери определяются или по непосредственно замерным параметрам,характеризующим это явление, или по планам и разрезам, где изображенысоответствующие элементы, необходимые для подсчета потерь. В прямом методе дляподсчета потерь пользуются следующими формулами:
/> (2.42)
/> (2.43)
где П –потери, т ;
Б –балансовые запасы, т;
В –количество добытой пустой породы, т;
Д –количество добытого полезного ископаемого, т;
К –коэффициент примешивания при прямом методе.
Достоинствопрямого метода заключается в том, что он позволяет определять величину потерь влюбое время, независимо от состояния горных работ в выемочных единицах, крометого, прямой метод является наиболее точным.
Косвенныйметод основан на определении разности между количеством погашенных балансовыхзапасов полезного ископаемого и компонента.
Косвенныйметод можно применять только после полной отработки блока, что являетсясущественным недостатком метода, т.к. он не обладает возможностью оперативногоучета потерь и разбуживания.
Подсчетпотерь в косвенном методе вычисляется по формуле:
/> (2.44)
Косвенныйметод обычно применяется в тех случаях, когда прямой метод неприемлем,например, для определения потерь при разработке с систематическим обрушением.При комбинированном методе определении потерь основано на совместномиспользовании элементов прямого и косвенного метода.
Расчетнормативных потерь угля по рассматриваемому выемочному участку приведен вподразделе 1.4
2.1.14Техника безопасности при ведении маркшейдерских работ
Маркшейдерскиеизмерения (съемки) выполняют бригадой, состоящей из маркшейдеров и съемщиков(горнорабочих) маркшейдерского отдела горного предприятия.
Производствомаркшейдерских съемок связано с пребыванием в условиях повышенной опасности,для которых характерны: стесненность и ограничения в выборе мест закрепленияпунктов и установки приборов; разнообразие условий и сложность измерений;постоянное перемещение рабочих мест и значительное удаление исполнителей другот друга; работа со сложными высокоточными приборами.
Безопасностьработ в указанных условиях обеспечивается при строгом соблюдении общих правилповедения людей в шахте и мер предосторожности, связанных со спецификойвыполнения работ. С общими правилами поведения в подземных условиях студентызнакомятся в курсе «Охрана труда», а также при оформлении на учебную ипроизводственную практики. К мерам безопасности, связанным со спецификой подземныхсъемок, следует отнести выполнение следующих требований.
1. Вудаленных, редко посещаемых людьми выработках, а также в выработках сповышенной опасностью (неудовлетворительного состояния, плохая вентиляция,интенсивное движение транспорта и т.п.) съемки должны производится поднепосредственным руководством участкового (или главного) маркшейдера, которыйимеет газоопределитель.
2. В глухихзабоях съемка может выполняться только при работающем вентиляторе местногопроветривания и нормальном состоянии воздушного става.
3. Ввыработках, оборудованных концевой (или бесконечной) откаткой, а также на ихприемно-отправных площадках, съемка разрешается под непосредственнымруководством маркшейдера после полной остановки транспорта. Подъемная машина(лебедка) должна быть выключена и заблокирована; о работе в указанныхвыработках должны быть оповещены все службы участка. Возобновление работытранспортных средств разрешается после личного уведомления маркшейдера о выходеиз выработки всех исполнителей съемки. Съемку в выработках с концевой откаткойрекомендуется производить в нерабочие дни или смены.
4. Присъемках в крутопадающих выработках необходимо особое внимание уделятьпредотвращению падения кусков породы, приборов и других предметов.
5.Маркшейдерские пункты следует закреплять в безопасных местах. Передзакреплением пункта следует осмотреть кровлю и убедиться в отсутствиинависающих глыб породы и в надежности крепления выработки. Пункты повозможности закрепляются в стороне от рельсовых путей.
6. Передустановкой прибора (по возможности в стороне от рельсовых путей) необходимоосмотреть кровлю и убедиться в ее безопасном состоянии.
7. В высокихвыработках подвеску отвесов следует производить, используя лестницу.
8. Рабочие,освещающие передний и задний сигналы, должны следить за приближениемтранспортных средств (электровоза) и оповещать об этом работающего у прибора.При размещении прибора вблизи транспортных путей в выработке надозаблаговременно остановить движущийся транспорт, размахивая индивидуальной лампойпоперек выработки. При возобновлении движения транспортных средств всеизмерения должны быть прекращены, а приборы убраны в безопасное место.
9. Нельзяпроизводить измерение длин рулеткой через работающие машины, механизмы идвижущийся транспорт.
10. Запрещаетсязакреплять пункты, устанавливать приборы, находиться и производить измерения взоне действия работающих машин и механизмов. Для выполнения названных операциймашины или механизмы должны быть выключены, а пускатели заблокированы.
11. В газовыхшахтах запрещается вскрытие и ремонт электронных приборов (светодальномера,гирокомпаса и др.).
12. Присъемке очистных забоев закрепление пунктов, установку приборов и измерениянеобходимо производить в свободном проходе для людей; съемку рекомендуетсяпроизводить в нерабочую или ремонтную смену.
Изложенныетребования, являются типовыми, не охватывают всех возможных ситуаций иособенностей каждого горного предприятия, ознакомление с которыми должно бытьпроизведено при приеме на работу. [ ].
2.1.15 Заключение
В задачимаркшейдера при обслуживании эксплуатационного участка входит:
– съемки горных выработок;
– задание направления горнымвыработкам;
– осуществление контроля ведения горныхработ в соответствии с проектами и правилами безопасности;
– обеспечение связи между съемками наповерхности и в горных выработках;
– контроль за полнотой выемки полезногоископаемого;
– участие в разработках мер охранысооружений от вредного влияния подземных разработок и рекультивации земель;
– участие в планировании очистных иподготовительных работ;
– учет потерь и движения запасов.
Привыполнении анализа маркшейдерского обеспечения выемочного участка следует, чтовсе съемки выполняются и обрабатываются в соответствии с действующиминормативными документами.
2.2 Маркшейдерскиеработы при проверке подъемного комплекса
2.2.1 Сведенияо подъемных комплексах вертикальных шахтных стволов
Вертикальныйшахтный ствол является одной из главнейших вскрывающих и транспортныхвыработок. В подготовительный период строят временные и постоянные здания исооружения, необходимые для проходки ствола; сооружают устье и технологическуючасть ствола; оснащают ствол комплексом проходческого оборудования.
Стволыкруглого сечения преимущественно проходят по совмещенной технологической схеме,при которой породу разрушают буровзрывным способом, убирают ее погрузочнымимашинами, стенки крепят монолитным бетоном с применением призабойнойпередвижной опалубки и подачей бетона по двум бетонопроводам с поверхности.Реже применяют параллельно-щитовую схему проходки, еще реже проходят стволыпрямоугольного сечения (крепкие устойчивые породы) с креплением деревяннойвенцовой крепью.
Применениеспециальных способов связано с необходимостью проходки стволов в массиве горныхпород со сложной гидрогеологией. Различают следующие специальные способыпроходки стволов: кессонный, опускного колодца, тампонажа пород, замораживанияпород, бурения.
Пройденный изакрепленный ствол оборудуют жесткой армировкой или армировкой с канатнымипроводниками. Для оборудования и проходки стволов, спуска и подъема людей,материалов, подъема полезного ископаемого и породы служит подъемная установка,которая состоит из:
— подъемноймашины;
— подъемныхканатов;
— направляющих шкивов;
— копра;
— подъемныхсосудов.
2.2.2 Характеристикаподъемного оборудования вертикального ствола
Подъемныемашины предназначены для спуска и подъема подъемных сосудов. Для одноканатныхподъемных установок применяют малые, средние и крупные однобарабанные (Ц) идвухбарабанные (2Ц) подъемные машины с диаметром барабана от 1,2 до 9м. Дляупорядоченной навивки каната на обечайке барабанов выполнена винтовая нарезка(канавки), а на конических поверхностях бицилиндроконического барабана (БЦК)приварены специальные желобки. Зазор между смежными витками каната составляет2-5мм для средних и крупных машин и 6-7мм для машин БЦК. [ ].
2.2.2.2 Копры
Копры,устанавливаемые над стволом шахты, предназначены для поддержания копровыхшкивов, закрепления проводников и посадочных устройств клетей, а такжеразгрузочных кривых. Укосный копер состоит из вертикального станка, укосины,подпирающей станок в верхней части и укрепленной внизу на бетонном фундаменте,и подшкивной площадки. Станок копра опирается на подкопровую раму,устанавливаемую в устье ствола. Стальные укосные копры бывают А- образные,четырехстоечные, шатровые и цилиндрические.
2.2.2.3 Копровыешкивы
Копровыешкивы служат для поддержания и направления канатов от подъемной машины в стволшахты. По конструкции обвода различают копровые шкивы со съемной футеровкой и нефутерованные.В качестве футеровки применяют дерево, резину, мягкие металлы и пресс-массу.Нефутерованные шкивы диаметром 2; 2,5 и 3м изготавливают с литым ободом, ашкивы диаметром 4; 5 и 6м со штампованным ободом из высокопрочных сталей. Вкачестве подъемных используют стальные проволочные канаты.
2.2.2.4 Подъемныеканаты
Подъемныеканаты предназначены для соединения подъемных сосудов с органами навивки. Откачества изготовления и правильной их эксплуатации зависит бесперебойная ибезаварийной работой главного каната.
Подъемныеканаты связывают в единое целое отдельные элементы подъемного комплекса.Поэтому отклонения геометрических элементов подъема наиболее полно проявляютсяпри изменении положений канатов.
2.2.2.5 Подъемныесосуды
Подъемныесосуды предназначены для спуска и подъема грузов. Клети могут быть одно и двухэтажные. Подъемные сосуды представлены скипами, клетями и комбинированнымисосудами. Вместимость скипов преимущественно составляет 7-15м³, а вотдельных случаях достигает 20м³; клети по конструктивному исполнениюбывают неопрокидными и опрокидными; по назначению они разделяются нагрузолюдские, людские, инспекторские.
2.2.3 Геометрическиеэлементы и параметры одноканатных подъемных установок
Рассмотримосновные геометрические элементы одноканатной подъемной установки. Оси главноговала и вала копрового шкива являются осями вращения (рис. 2.9). Центр подъемноймашины – точка О на оси главного вала, делящая по полам расстояние междуребордами барабана (барабанов). Прямая, проходящая через центр подъемной машиныперпендикулярно оси главного вала, называется осью подъема машины. Различаютточки схода подъемного каната на барабане подъемной машины Б/> и Б/>, соответствующие крайнимположениям первого каната, и точки Ш/> и Ш/> на копровом шкиве. Увторого каната точки схода обозначаются соответственно Б/>, Б/> и Ш/>, Ш/>. Под точкой закрепленияподъемного каната С/> понимают точкупересечения продолжения оси каната с горизонтальной плоскостью, проходящейчерез ось (оси) крепления подвесного устройства к подъемному сосуду.
/>
Рисунок 2.9 — Геометрические элементы и параметры одноканатной подъемной установки
Осямиподкопровой рамой и подшкивной площадки называют две взаимно перпендикулярныепрямые, которые закрепляют на верхних плоскостях рамы и площадки при сборке;они должны соответствовать проектному положению осей ствола при установкеподкопровой рамы и копра. Пересечения этих осей соответственно – центрыверхнего Ц/> и нижнего Ц/> сечения копра, а линия,соединяющая их, — главная ось копра.
Рассмотримгеометрические параметры одноканатной подъемной установки.
Угол девиацииподъемного каната на барабане машины – это угол между осью струны каната иплоскостью, перпендикулярной оси главного вала и проходящей через точку сходаканата с барабана. Угол девиации каната на шкиве – угол, образованный осьюструны каната и осевой плоскостью шкива. Углы девиации зависят от длины струныканата и ширины зоны навивки каната на барабан машины. Длина струны подъемного каната-это расстояние между точками схода каната с барабана машины Б/> (Б/>) и со шкива Ш/> (Ш/>). Различают верхнюю инижнюю струны канатов с углами наклона /> и/>. Однако для инженерныхрасчетов можно принять, что углы девиации находятся в наклонной плоскости,проходящей через главную ось вала машины и ось вала шкива. В соответствии сэтим за длину струны каната и за угол ее наклона можно принять длину линииl, соединяющей оси главного вала ивала шкива, и угол ее наклона />.Назовем и связанные с этим параметрами превышение /> игоризонтальное расстояние L/> между осью вала шкива и осью главноговала.
На барабанемашины различают следующие зоны размещения подъемного каната:
— зону витковтрения />( для барабанов сдеревянной футеровкой />=3, сметаллической футеровкой />=5);
— зону витковзапасной части каната /> длиной 30м,предназначенную для его испытаний;
— зонурабочих витков каната />;
— свободнуючасть />.
Примногослойной навивки каната используется вся ширина В барабанов, в этом случае />В.
При расчетеуглов девиации используют суммарную зону />+/>.
Высотойподъема Н называют вертикальное расстояние от точки закрепления каната принижнем положении подъемного сосуда до той же точки С/> (С/> ) при его верхнем положении.
Между высотойподъема Н, диаметром D/>и шириной В барабана подъемной машинысуществует зависимость:
при подъеме сдвухбарабанной машины
/> ; (2.45)
придвухконцевом подъеме с однобарабанной машиной
/>. (2.46)
где /> - диаметр каната, мм;
/> — зазор между витками каната, мм;
/> - зазор между навивающейся исвивающейся ветвями, равный одному двум виткам.
Высота копра /> — вертикальное расстояниеот подкопровой рамы до оси вала верхнего шкива.
Минимальнаядлина l/> головного (сходящего со шкива в ствол)подъемного каната – расстояние между точкой схода каната со шкива Ш/>(Ш/>) и точкой закрепленияканата на сосуде С/> (С/> ) при его верхнемположении.
2.2.4 Требованиек соотношению геометрических элементов одноканатной подъемной установки
Требования ксоотношению геометрических элементов одноканатной подъемной установки можносформулировать следующим образом:
— осьглавного вала и оси валов копровых шкивов должны быть горизонтальны;
— осиголовных подъемных канатов и главная ось копра должны быть вертикальны;
— центрподъема и ось подъема должны лежать в одной вертикальной плоскости; углыдевиации подъемных канатов на барабанах и шкивах не должны превышать допустимыхзначений;
— проекцииосей подшкивной площадки и подкопровой рамы на горизонтальную плоскость должнысовпадать с осями ствола;
— ось копрадолжна быть вертикальна.
К причинам,приводящим к нарушению требуемого соотношения геометрических элементов подъема,могут быть отнесены: погрешности разбивочных и монтажных работ, износ элементовоборудования (футеровки, ручья шкива, подшипников, контактных поверхностейпроводников и т.п.), деформации (наклоны) оснований копра и подъемной машины,вызванные влиянием горных разработок. Кроме того, после очередной углубкишахтного ствола увеличивается зона рабочих витков барабана, а значит,увеличиваются и углы девиации канатов. В результате этого возникают отклонениягеометрических элементов от проектных положений, т.е.: углы наклона осейглавного вала /> и вала копровогошкива />; угол отклонения отвертикали оси головного каната /> (угол /> максимален при верхнемположении подъемного сосуда); угол отклонения от вертикали главной оси копра i (крен копра). Допустимые отклоненияпараметров приведены в таблице 2.4
Таблица 2.4 –Допустимые отклонения параметров и их обоснованияОбозначения Допустимая величина Обоснование
/>
/>´, /> для машин БЦК, при поверхности (желобчатого) малого барабана;
/>´ для проходческих грузовых лебедок Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт
/>
/> при жесткой армировки;
/>´ при канатной армировки Исследования в ВНИМИ
/> />
/>´/>при монтаже
/>´/>при монтаже Исследования в ВНИМИ
/>
/>
/>
/>´/>при диаметре барабана менее 5м;/>´ />при диаметре барабана более 5м, в период эксплуатации;
/>´ />в период эксплуатации Правила охраны сооружений и природных объектов от вредного влияния подземных горных разработок на угольных месторождениях
2.2.5 Проверкасоотношений геометрических элементов одноканатной подъемной установкивертикального ствола
Примаркшейдерской проверке подъемной установки определяют: углы девиации канатовна барабанах машины /> и копровыхшкивах />; углы отклонения отвертикали головных канатов в двух координатных плоскостях /> и />; углы наклона осей головноговала /> и валов шкива /> и />; превышение />, горизонтальное L/> и наклонное lрасстояние между осью вала шкива иосью главного вала; угол наклона />линии,соединяющей оси вала шкива и главного вала; минимальную длину головного каната l/>, как показано на листе 3 графическойчасти проекта и на рисунке 2 — Геометрические элементы и параметры одноканатнойподъемной установки.
Маркшейдерскиеработы при проверке подъемной установки включают: примыкание теодолитного ходак оси главного вала; проложение теодолитного хода из машинного зала наподшкивную площадку; высотную съемку; линейные измерения на барабанах машины,на подшкивной площадке; измерения для определения углов отклонения от вертикалиголовных канатов; обработку измерений и графическое оформление материаловпроверки.
Примыканиетеодолитного хода к оси главного вала может быть выполнено с использованиемразбивочной или вспомогательной оси, а также способом «вращающейся точки».
Способ«вращающейся точки» основан на положении, что точка барабана машины придвижении описывает окружность в плоскости, перпендикулярной оси вращенияглавного вала. Работы выполняют в следующем порядке. На торце тормозного ободамашины фиксируют точку А и, измерив до нее расстояния /> и />, как показано на рисунке2.10, определяют ее координату:
/> (2.47)
В полумашинного зала закрепляют точку 1, а в стене – точку P с таким расчетом, чтобы линия 1P была приблизительна, параллельна торцу тормозного обода иудалена от него не более чем на 300мм. Теодолитом, установленным на точке 1,визируют на точку P. Поворачивают барабанмашины до тех пор, пока точка А не займет ближнее положение. По линейке,горизонтально приставленной нулем шкалы к точке А, против вертикальной нититеодолита берут отсчет (до 0,1мм), измеряют расстояние l/> от теодолита до линейки и измеряютвертикальный угол />. Аналогичныеизмерения выполняют при верхнем и дальнем положениях точки А.
Вычисляюткоординаты точек I, II и III, используя отсчеты по линейке при трех положенияхточки А:
/>; (2.48)
/>; (2.49)
/>; (2.50)
/>; (2.51)
/>, (2.52)
/>
Рисунок 2.10 — Схема примыкания к оси главного вала способом «вращающейся точки»
где /> - отчеты по линейке. Покоординатам точек I и III определяют дирекционный угол стороныР1
/> (2.53)
Вычисляютординату точки 1
/> . (2.54)
Определяютугол наклона оси главного вала
/>, (2.55)
где />;/>; /> - приращения аппликатмежду теодолитом и тремя положениями точки А;
/> — количество минут в одном радиане.
Результатысъемки приведены в таблице 2.5
Таблица 2.5 –Результаты съемки способом вращающейся точки
/>
2.2.6 Контрольза горизонтальностью осей валов подъемной машины и шкивов
Правильностьустановки главного вала подъемной машины проверяют в горизонтальной ивертикальной плоскостях.
Для проверкив горизонтальной плоскости между осевыми скобами натягивают проволоку, скоторой вблизи торцов вала опускают по два отвеса. Отклонение оси валаотносительно створа отвесов не должно превышать 1мм.
Положениевала в вертикальной плоскости проверяют нивелированием. Вместо нивелирной рейкииспользуют линейку с миллиметровыми делениями, которую устанавливают поочереднона шейке вала.
Для переходак оси вала в местах установки линейки рулеткой измеряют длину окружности вала ивычисляют его радиус. Угол наклона оси вала не должен превышать 2´. Сближайшего репера на ось вала нивелированием передают высоту, которая не должнаотличаться от проектной более чем на 100мм.
2.2.7 Определениеуглов девиации каната на барабане подъем ной машины и на шкивах
Припроложении теодолитного хода из здания подъемной машины на подшкивную площадкуследует стремиться к минимальному числу точек и наименьшей его длине, какпоказано на листе 3 графической части проекта. Если возможно, то точки ходавыносят на подшкивную площадку через проем в здании машины для пропуска канатаили располагают их на крыше здания. К точности угловых и линейных измеренийпредъявляют те же требования, как и в случае подземной полигонометрии.
Для вынесенияна подшкивную площадку с последней точки хода nвспомогательной оси, параллельной оси подъема,вычисляют угол />:
/>. (2.56)
Переднююточку П/> вспомогательной осивыносят при двух положениях трубы теодолита. Измеренный угол /> не должен отличаться отвычисленного по формуле (2.56) более чем на 0,5´. Заднюю точку П/>закрепляют в створе сточкой П/>. Ординаты вынесенных точекравны ординате последней точке теодолитного хода. Для определения /> измеряют длину линии междуточками П/> и П/> и угол ее наклона.
Вычислениекоординат точек приведено в таблице 2.6
Расстояние /> измеряют при верхнемположении первого сосуда от реборды до каната схода, а расстояние /> - до середины четвертоговитка, если канавки под канат нарезаны на металлической обечайке барабана.Аналогичные измерения расстояний /> и /> выполняют и для второгоканата и вычисляют ординаты точек схода канатов. Ординаты точек схода канатов сбарабана определяют по линейным измерениям от реборд, симметрично расположенныхотносительно центра подъемной машины, как показано на рисунке 2.11
Таблица 2.6 –Вычисление координат точек
/>
Отвспомогательной оси подшкивной площадки П/> иП/>, зафиксированнойпроволокой, измеряют горизонтальные расстояния до точек схода канатов при двухположениях шкивов, отличающихся на />.Средние расстояния будут равны приращениям ординат между вспомогательной осью иточками схода канатов. Измерением вдоль оси определяют />, что позволяет легко найтиабсциссу головного каната />.
/>
Рисунок 2.11- Схемы определения ординат точек схода каната с барабана подъемной машины: а — типа 2Ц; б – типа Ц и БЦК
От нулевогорепера устья ствола геометрическим нивелированием передают высоты на осьглавного вала Н/> и ось валакопрового шкива Н/>. По выполненнымизмерениям вычисляют основные геометрические параметры:
/> (2.57)
/> (2.58)
/> (2.59)
/>. (2.60)
2.2.7.2 Вычислениеуглов девиации
Вычислениеуглов девиации сведены в таблице 2.7
Таблица 2.7 –Вычисление углов девиации
/>
2.2.7.3 Определениеуглов отклонения
Углыотклонения от вертикали головных канатов определяют по результатам ординатнойсъемки канатов при нижнем и верхнем положении подъемного сосуда головныхканатов от вертикали. Ординатную съемку канатов выполняют на горизонтеизмерений, расположенном ниже подшкивной площадки, как показано на рисунке2.12. Проекции углов отклонений на координатные плоскости вычисляют поформулам:
/>; (2.61)
/>. (2.62)
где />´ и /> - расстояния от оси рейкикоординатомера до оси каната соответственно при верхнем и нижнем положенияхподъемного сосуда;
/>´ и /> -расстояния от нуля до проекции оси каната на ось рейки при тех же положенияхсосуда;
/> — превышение между осью вала шкива игоризонтом измерений;
/> — в угловых минутах.
Аналогичновычисляют углы отклонения второго каната 2. Минимальную длину каната l/> измеряют рулеткой от уровня оси валашкива до точки закрепления каната к сосуду.
В таблице2.8 вычислены углы отклонения от вертикали подъемных канатов и углы наклонавалов копровых шкивов.
Таблица 2.8 –Вычисление углов />
/>
/>
Рисунок 2.12 — Схема определения углов отклонения от вертикали головных подъемных канатовспособом ординатной съемки
2.2.8 Заключение
В результатемаркшейдерской проверки подъемного комплекса скипового ствола установленыследующие параметры:
— />;
— />; />;
— />; />;
— />; />;
— />; />;
— />.
Список литературы
1. Законодательные и нормативные актыРФ.
2. Камаев В.Д. и др. Основы рыночнойэкономики. – М. 1992.
3. Шипунов В.Г., Химкель Е.Н. Основыуправленческой деятельности. Учебное пособие. – М.: Ассоциация «Специалист »,1992.
4. Ратушный А.А., Черевик А.К.Экономика, организация и планирование на угольных шахтах. – М.: Недра,1981.
5. Рыбников С.Е., Волошин А.П.Организация производства и планирование на угольных шахтах. – М.: Недра, 1981.
6. Волошин А.П., Рыбников С.Е.Экономика угольной промышленности. – М.: Недра, 1988.
7. Технические схемы разработкипластов на угольных шахтах. В двух частях. – М.: Минуглепром СССР, 1991.
8. Сергеев И.В. Экономикапредприятия. – М.: Финансы и статистика, 2003.
9. Швандара В.А. Экономикапредприятия. Тесты, задачи, ситуации. – М.: ЮНИНИ, 2001.
10. Горфингель В.Я. Экономикапредприятия. – М.: 2003.
11. Уткина С.И. Экономика горногопредприятия. – М.: Издательство Московского государственного горного университета,2003.
12. Инструкция по производствумаркшейдерских работ. – М.: Федеральный горный и промышленный надзор России,2003-75 с.
13. Условные обозначения для горнойграфической документации. – М.: Недра, 1981- 304 с.
14. Горная графическая документация.ГОСТ 2.850-75 – ГОСТ 2.857-75. – М.: Издательство стандартов, 1983.
15. Правила безопасности в угольныхшахтах. – М.: Государственное унитарное предприятие «Научно технический центрпо безопасности в промышленности Госгортехнадзора России », 2003-296 с.
16. Единые правила безопасности привзрывных работах. – М.: Недра, 1976.
17. Общие требования к текстовымдокументам. ЕСКД.– М., Издательство стандартов, 1995.