Строительство шахты «Байкаимская». Поле шахты считать нетронутым

Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное учреждение высшего профессионального образования Государственный университет Пояснительная записка к курсовому проекту:

Дисциплина: Проектирование шахт Строительство шахты «Байкаимская». Поле шахты считать нетронутым Новокузнецк — 2014

• ВВЕДЕНИЕ
• 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
• 2. ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ШАХТНОГО ПОЛЯ
• 2.1 Стратиграфия и литология
• 2.2 Тектоника
• 2.3 Гидрогеологические условия
• 2.4 Характеристика пластов угля
• 2.5 Границы, размеры и запасы шахтного поля
• 3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
• 3.1 Основные положения проекта
• 3.2 Производственная мощность и срок службы шахты
• 3.4 Вскрытие шахтного поля
• 3.5 Подготовка пласта
• 3.6 Система разработки
• 4. ОБЪЁМ РАБОТ НА МОМЕНТ СДАЧИ ШАХТЫ В ЭКСПЛУАТАЦИЮ
• 5. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ШАХТЫ
• 6. КАПИТАЛЬНЫЕ ЗАТРАТЫ
• 7. СТРУКТУРА СЕБЕСТОИМОСТИ В ЦЕЛОМ ПО ШАХТЕ
• ЗАКЛЮЧЕНИЕ
• СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

Угольная промышленность — одна из ведущих отраслей ТЭК. Уголь используют как технологическое сырье (в виде кокса) в черной металлургии и химической промышленности (коксовые газы) для производства минеральных удобрений и пластмасс, а также уголь используют как энергетическое сырье для производства электроэнергии на ТЭС, для отопления жилищ. Общие геологические запасы угля в России оцениваются в 4 трлн тонн. В России сосредоточено 12% мировых запасов угля. До революции Россия занимала 6 место в мире по добыче и 20% потребляемого угля закупала за границей (в основном из Германии). Бывший СССР занимал 1-ое место по добыче и экспорту угля. Россия занимает 4-ое место в мире (1-ое — Китай, потом США, ФРГ) по добыче каменного угля.

Среди отраслей ТЭК угольная промышленность находится в наиболее кризисном состоянии. Угольной промышленности предстоит болезненная реконструкция, убыточные и неперспективные шахты (42 из 236) будут закрыты. В настоящее время государственная корпорация «Рос уголь» разрабатывает план оптимизации отрасли и пути перехода ее к рыночным отношениям, будет происходить дальнейшее акционирование предприятий и их объединение. Угледобыча будет сохранена, но на новых условиях, следовательно, на данный период главными задачами являются: стабилизация уровня добычи угля, привлечение инвестиций государства и кредитов МБРР, внедрение новых технологией. В перспективе необходимо осуществлять структурную перестройку отрасли, снизить издержки на добычу, сократить число убыточных предприятий, увеличить мощность на действующих эффективных предприятиях.

Огромное внимание уделяется совершенствованию технологий подземной добычи угля, которая обеспечивала бы высокую эффективность выемки пластов, рациональность использования запасов и безопасность работ на шахтах.

Целью курсового проекта является новое строительство шахты «Байкаимская» по схеме шахта-пласт.

Для достижения данной задачи в курсовом проекте разработаны разделы:

— выбор рациональных схем и способов вскрытия и подготовки шахтного поля;

— выбор системы разработки;

— расчет параметров шахты;

— выбор технических средств очистных работ.

С учетом изложенного, преследуется цель научиться научным методам разработки месторождений угля, т. е. экономически обоснованному извлечению угля с минимальными затратами живого и овеществленного труда при безусловной безопасности ведения горных работ.

1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Участок «Полысаевский», принадлежащий ОАО «УК «Кузбассразрезуголь» в соответствии с лицензией на право пользования недрами (КЕМ 13 363 ТЭ) от 16.11.2005 г, расположен в юго-восточной части Егозово-Красноярского угольного месторождения Ленинского геолого-экономического района Кузбасса.

Рельеф поверхности участка образован эрозионной деятельностью р. Мереть и ее притоков (р. Еловка, руч. Журпальный). Абсолютные отметки рельефа колеблются от +260 до +270 м (в северной и центральной частях участка) до +200 м (в западной части участка). В настоящее время рельеф участка местами нарушен открытыми разработками разреза «Моховский» .

Река Мереть — один из наиболее крупных правых притоков реки Иня. Климат района, как и всей степной части Кузнецкой котловины, резко континентальный с холодной продолжительной зимой и коротким жарким летом. Среднегодовая температура воздуха равна +0,3°С.

Снеговой покров появляется в начале ноября и держится до середины апреля. Число дней со снегом в году 170. Глубина промерзания почвы от 0,4 м — в низинах, до 2,5 м — на водоразделах. Господствующее направление ветров юго-западное и юго-восточное. Наибольшие скорости ветра (10−12 м/сек.)наблюдаются в зимнее и весеннее время.

2. ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ШАХТНОГО ПОЛЯ

2.1 Стратиграфия и литология

Продуктивные отложения в пространственных границах шахтного поля слагают осадки грамотеинской (P2gz) и тайлуганской (Р2tl) свит ерунаковской подсерии кольчугинской серии. Угленосные отложения свит повсеместно перекрыты рыхлыми четвертичными отложениями.

Грамотеинская свита в пределах шахтного поля имеет мощность 340−360м и включает в себя 12 угольных пластов: Красноорловский, Несложный, Тонкий, Инский III, Инский II-I, Полысаевский-II, Полысаевский-II н.п., Полысаевский-I, Спутник, Надбайкаимский в.п., Надбайкаимский и Байкаимский. Большинство из них относятся к пластам средней мощности — Красноорловский, Тонкий, Несложный, Надбайкаимский и Байкаимский и к тонким — Полысаевский-II н.п., Полысаевский-I, Инский III, Спутник и Надбайкаимский в.п. Пласт Полысаевский-II относится к мощным пластам. Границы свиты приняты от почвы пласта Красногорского (верхняя) до почвы пласта Байкаимского (нижняя).К невыдержанным по мощности и строению отнесены пласты Полысаевский-II н.п., Спутник и Надбайкаимский в.п. Пласты склонны к расщеплению, имеют крайне ограниченное промышленное значение, пласт Полысаевский-II н.п. сливается то с почвой пласта Полысаевского-II, то с кровлей пласта Полысаевского-I. Остальные пласты относятся к выдержанным, имеют промышленное значение и состоят из 2−3-х угольных пачек с прослойками алевролита мощностью 0,1−0,2 м.

2.2 Тектоника

Тектоническую структуру угленосных отложений района составляют комплексы чередующихся синклинальных и антиклинальных складок, разделенных крупноамплитудными взбросо-надвигами на узкие чешуеобразные блоки, вытянутые параллельно юго-западной границе Кузнецкого бассейна. В угленосном комплексе выделяются Чертинский, Беловский, Ленинский, Грамотеинский и Уропский блоки, разделенные Кутоновским, Кильчигизским, Журинским и Виноградовским взбросо-надвигами. Участок «Полысаевский» располагается в границах Грамотеинского тектонического блока.

Продуктивные отложения месторождения приурочены к крупной Красноярской синклинали, простирающейся с северо-запада на юго-восток. Крылья складки обрезаны региональными взбросами — Журинским и Иганинским. Синклиналь имеет асимметричное строение с более пологим юго-западным крылом. Участок «Полысаевский» приурочен к плоскодонной замковой части Красноярской синклинали и частично к северо-восточному ее крылу. Шарнир складки полого погружается в юго-восточном направлении по азимуту 135°. Преобладающие углы падения пластов 0−1⁰ в северовосточной части участка угол падения увеличивается до 10−15°.

В границах участка «Полысаевский» геологоразведочными работами выявлено лишь одно дизъюнктивное нарушение взбросового характера — II— II. Участок расположен в лежачем крыле этого нарушения и ограничен им с юго-запада. Нарушение сопровождается зоной интенсивно дробленных пород мощностью от 10 до 40 м при амплитуде смещения 40−80 м, азимут падения взброса 230−240°, угол падения 20−40°.

2.3 Гидрогеологические условия

Гидрогеологические условия в пределах шахтного поля изучались в комплексе с геологоразведочными работами.

Согласно геологическому отчету «Поле шахты Красноярской в Ленинском геолого-экономическом районе Кузбасса. (Геологическое строение, качество, запасы каменного угля по состоянию на 1.01.1980 г.)» г. Новокузнецк, 1980 г., в пределах шахтного поля распространена водоносная зона трещиноватых терригенно-угленосных пород верхнепермских отложений (Р_2е). Для литифицированных верхнепермских пород характерны воды трещинно-пластового типа, связанные, в основном, с верхней наиболее выветрелой зоной.

В кровле водоносных зон повсеместно залегают рыхлые четвертичные образования, представленные в основном слабопроницаемыми породами, к ним приурочены горизонты грунтовых вод с незначительной (слабой) обводненностью. Общая мощность перекрывающих отложений колеблется в основном от 10 до 20 м. В пределах современного водораздела в северо-западной части мощность четвертичных отложений достигает 80 м.

Вторая гидродинамическая зона — зона замедленного водообмена распространяется ниже глубины 135−150 м. Обводненность горных пород в этой части разреза резко снижается не зависимо от геоморфологического положения. Глинистые породы приобретают свойства водоупоров, а песчаники являются обычно мало обводненными.

К отработке намечаются пласты Полысаевский II и Инский III. По гидрогеологическим условиям отработки в геологическом отчете эти пласты были объединены в одну группу.

2.4 Характеристика пластов угля

Таблица 2.1

Краткая характеристика шахтного поля [1]

Таблица 2.2

Краткая характеристика рабочих угольных пластов [1]

Степень метаморфизма углей на участке возрастает от верхних горизонтов к нижним. Отражательная способность витринита изменяется от 0,62 до 0,65%. Выход летучих веществ — от 40,2 до 44,2%, при среднем 42,3%. Угли пластов участка спекаются, величина пластического слоя находится в пределах от 5 до 10 мм и в соответствии с ГОСТ 25 543– — 88 они относятся к марке ДГ, подгруппе ДГВ[1].

Угли являются малозольными, содержание золы в них колеблется от 3,2 до 15,0%, при среднем значении по основному пласту Полысаевскому II (в.п.) 5,9%, а с учетом засорения породными прослоями — 9,9%. По нижней пачке пласта Полысаевского II пластовая зольность достигает 40%, что снижает его промышленную ценность.

Обогатимость углей участка изучалась методом расслоения в тяжелых жидкостях по наиболее представительным керновым пробам из разведочных скважин. Уголь характеризуется легкой степенью обогатимости.

Теплотворная способность угля по бомбе 7750 — 7850 ккал/кг, низшая — 6370−6500 ккал/кг, горной массы — 5900−6000 ккал/кг.

Уголь пласта Полысаевского II является малосернистым и малофосфористым. Содержание серы колеблется от 0,11 до 0,35%, фосфора — от 0,005 до 0,032%".

Глубина залегания верхней границы метановой зоны составляет 155−265 м от дневной поверхности, достигая максимального значения в лежачем боку нарушения II-II.

Угольные пласты до горизонта +100 м (абс.) находятся в зоне газового выветривания и метаноносность их не превышает 4,0 м /т.

Градиент нарастания газоносности на 100 м глубины уменьшается с ее возрастанием и изменяется в следующих пределах: на глубине 200−300 м — 3,5−4,0 м³/т, на глубине 300−400 м — 2,9−3,5 м³/т и на глубине 400−500 м — 2,3−2,9 м³/т.

По действующим в угольной промышленности правилам безопасности угли с выходом летучих веществ более 15% относятся к опасным по взрываемости угольной пыли. На участке «Полысаевский» угли всех пластов характеризуются значениями выхода летучих веществ выше 30%, поэтому их необходимо относить к опасным по взрываемости пыли.

Согласно санитарно-техническим нормам и правилам безопасности принято, что горные породы, содержащие свободную двуокись кремния более 10% являются силикозоопасными. Согласно геологическим материалам, все углевмещающие породы участка и породы внутрипластовых прослоев являются силикозоопасными. Согласно списку склонных к самовозгоранию шахтопластов угля ООО «Шахта Байкаимская» пласт Полысаевский II склонен к самовозгоранию. Инкубационный период самовозгорания угля составляет 63 суток. Склонность угля и инкубационный период определены НЦ ВостНИИ 21.06.2007 г.

2.5 Границы, размеры и запасы шахтного поля

Границы шахтного поля

— на юго-востоке — вертикальная плоскость по II разведочной линии

— на северо-востоке — граница горного отвода Моховского угольного разреза по пласту ПолысаевскомуII. Нижняя граница участка — почва пласта Полысаевского II. Максимальное погружение гор.-140м (абс.), верхняя граница — почва пласта Тонкий (нижняя граница проектного участка «Ленинский» и горного отвода АООТ «Ленинское шахтоуправление». Площадь проекции участка в указанных границах на дневной поверхности составляет 8,69 км² при длине 3,0 км и ширине 2,8 км.

В границы участка «Полысаевский» входят угленосные отложения мощностью 110 м, заключающие угольные пласты Инские I-II-III и Полысаевский II, при средней суммарной мощности угольных пластов — 8,16 м, угленосность отложений составляет 7,4%.

Пласты Инские I-II-III залегают в 40 м ниже пласта Тонкого (верхняя граница участка) и представляют собой группу из трех сближенных маломощных пластов, из которых только мощность пласта Инского III на всей площади участка превышает 1,00 м, при средней — 1,35 м. Пласт является относительно выдержанным, имеет простое или двухпачечное строение, когда в нижней части пласта залегает прослой алевролита мощностью 0,05- 0,10 м. Кровля пласта представлена алевролитом и углистым аргиллитом.

Пласты Инский II и I из-за малой и невыдержанной мощности не имеют промышленного значения, запасы по ним в пределах месторождения ранее не подсчитывались. Пласт Инский I-II также имеет рабочую мощность лишь в отдельных изолированных блоках и при сложном строении и высокой пластовой зольности не может представлять практический интерес, в настоящем отчете подсчет запасов по нему, в соответствии с протоколом ГКЗ Роснедра № 230-К, не производился.

Пласт Полысаевский II в пределах описываемого участка разделяется породным прослоем на две самостоятельные пачки: пласт Полысаевский II (верхняя пачка) и пласт Полысаевский IIнижняя пачка).

Пласт Полысаевский II (в.п.) по данным геологоразведочных работ относится к мощным и выдержанным. Его средняя мощность составляет 5,41 м, при незначительных расхождениях крайних величин (4,75−6,54м). Непосредственная кровля — алевролиты мощностью 6−8м. Основная кровля сложена песчаником, мощностью до 30,0 м.

Пласт Полысаевский II (н.п.) отделен от верхней части пласта породным прослоем мощностью от 0,50 м до 1,84 м и лишь в единичных подсечениях мощность прослоя не достигает 0,50 м.

Пласт имеет сложное строение, преимущественно состоит из трех пачек, разделенных маломощными прослоями (0,05−0,10м) алевролита и углистого аргиллита и относится к невыдержанным. Средняя мощность пласта составляет 1,30 м и при колебаниях от 1,00 до 2,05 м, чистых угольных пачек — 1,23 м при колебаниях от 0,90 до 1,90 м. Местами мощность нижней пачки пласта не достигает минимального значения (1,00м), принятого для подсчета запасов угля.

Определение геологических запасов угля в шахтном поле [1]

Z_геол = (S_i • H_i • m_i) • г_i, (2.1)

где:

S_i — размер i-го пласта в пределах шахтного поля по простиранию, м;

H_i — то же по падению, м;

m_i — мощность i-го пласта, м; г_i — плотность угля i-го пласта, т/мі.

Z_геол = ?_I=4((3000•2800•5,41) • 1,36 + (3000•2800•1,35) • 1,34 +

(3000•2800•1,1) • 1,34 + (3000•2800•1,24) • 1,38 = 109 152,96 • 10³, т.

Определение забалансовых запасов угля в шахтном поле:

К забалансовым относим пласты Инский 1,2 и Полысаевский 2 н.п.

Z_забал=(3000•2800•1,1) • 1,34 + (3000•2800•1,24) • 1,38=32 496,24• 10³, т.

Определение балансовых запасов угля в шахтном поле

Z_бал = 109 152,96 • 10³ -32 496,24• 10³=76 656,72• 10³ т.

Промышленные запасы месторождений:

Z_пр = Z_бал — Z_п, (2.2)

где: Z_бал — балансовые запасы (76 656,72• 10³), т;

Z_п — проектные потери угля, т.

Проектные потери угля подразделяются на общешахтные, эксплуатационные, у крупных геологических нарушений и запасы нецелесообразных для отработки:

Z_п = Z_по + Z_пэ + Z_пг + Z_пн, (2.3)

где: Z_по — общешахтные потери, т;

Z_пэ — эксплуатационные потери, т;

Z_пг — потери у крупных геологических нарушений, т;

Z_пг — потери в запасах нецелесообразные для отработки.

Общешахтные потери:

Z_по = (0,01ч0,02) · Z_бал, (2.4)

Z_по = (0,01) • 76 656,72• 10³ = 766,5672 • 10³ т.

Потери у крупных геологических нарушений:

В шахтном поле нет крупных нарушений, Z_пг= 0.

Потери в запасах, нецелесообразных для отработки:

Z_пн = (0,05ч0,15) · Z_бал, (2.5)

Z_пн = (0,05) • 76 656,72• 10³ = 3832,38 • 10³ т.

Эксплуатационные потери могут быть подсчитаны по формуле:

Z_пэ = (Z_бал — Z_по — Z_пг — Z_пн) • К_пэ, (2.6)

где:

К_пэ — коэффициент эксплуатационных потерь, столбовых систем разработки (0,15).

Z_пэ = (76 656,72•10³ — 766,5672•10³ — 0 — 3832,3810³•0,15 = 10 808,7 тыс. т.

Z_п = 766,5672•10³ + 10 808,665•10³+ 0 + 3832,38 • 10³ = 15 407,6 • 10³тыс.т.

Z_пр=76 656,72•10³-15 407,612•10³=61 258,1тыс.т

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 Основные положения проекта

Режим работы шахты Число рабочих дней для шахты в году — 363. Число рабочих смен для подземных работ — четыре, из них три смены по добыче и одна ремонтно-подготовительная. Продолжительность рабочей смены на подземных работах — 6 часов.

3.2 Производственная мощность и срок службы шахты

Расчет мощности шахты обосновывается согласно природным факторам шахтного поля: объема запасов, их нарушенности и газоносности, числа и мощности угольных пластов, свойства вмещающих пород и глубины разработки, а также исходя из технических и организационных возможностей очистных забоев, надежности их работы.

Нагрузку на очистной забой определяем по формуле [18]:

А_СУТ = А_ц^.Т/Т_ц, (3.1)

где:

А_СУТ — суточная нагрузка на очистной забой, т/сут;

А_ц — нагрузка на очистной забой за один цикл, т/ц;

Т — время на выемку угля, мин; Т_ц — время цикла, мин.

А_СУТ = 1159^.1020/139,2=8493 т/сут.

А_ц = l_л^.m^.r^.y^.c, (3.2)

А_ц = 200 ^.5,41^.0,8 ^.1,38^.0.97 = 1159 т/ц.

где: l_л — длина лавы — 200 м;

m — мощность разрабатываемого пласта — 4,1 м;

y — объёмный вес угля, т/м³;

r — ширина захвата комбайна — 0,8 м;

c — коэффициент извлечения угля — 0.97−0.98.

T = (t_см — t_П.З.) ^.N_см, (3.3)

где:

t_см — продолжительность добычной смены, мин (360);

N_см — число добычных смен в сутки (3см);

t_П.З. -подготовительно-заключительные операции в смену (15−20мин);

T=(360 — 20)^.3=1020мин.

Время цикла определяется по формуле [18]:

T_ц = L_м.п.(1/V_п +1/V_Х + t_в)K_o^.K_k, (3.4)

где:

L_м.п. -принятая машинная длина лавы, м (200);

V_п -рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (8,3);

V_Х -скорость холостого хода комбайна, м/мин (14);

K_o-коэффициент отдыха (1.15−1.18);

K_k— коэффициент концевых операций (1.15−1.2);

t_в— суммарное время на вспомогательные операции (0.15−0.3мин/м).

(3.5)

где:

— устойчивая мощность двигателей комбайна, кВт;

— мощность двигателей комбайна;

— удельные энергозатраты на выемку 1 т угля, ;

— сопротивляемость угля резанию;

T_ц = 200 (1/8,3 +1/14 + 0.3)1.18^.1.2=139,2 мин.

Число циклов n_ц определяется из выражения [18]:

(3.6)

где:

n_ц — количество циклов в сутки, шт.

n_ц= 8493/1159=7,3=7.

Корректировка суточной нагрузки к принятому числу циклов [18]:

А_сут¹= n_ц^.A_ц, (3.7)

где:

А_сут¹— скорректированная суточная нагрузка, т/сут.

А_сут¹=1159^.7=8113 т/сут.

Суточная добыча из подготовительных выработок [18]:

(3.8)

где:

А_сут¹ — суточная добыча из подготовительных забоев, т/сут;

— высота штрека, 3,1 м;

— ширина штрека, ширина вент. штрека -5,2 м, ширина конв. штрека -5,2 м;

— плотность угля, 1,38т/м³;

— необходимо проводить штрек в сутки, 11,2 м.

(3.8)

Месячная нагрузка на очистной забой [18]:

(3.9)

где:

— месячная нагрузка на очистной забой, т/мес;

— количество суток в одном месяце, сут.

Годовая нагрузка на один забой [18]:

(3.10)

Принимаем годовую производительность шахты в размере 3,0 млн.т.

Полный срок службы шахты [33]:

Т_п = Т_р + t_о + t_з, (3.11)

где:

Т_п — полный срок службы шахты, лет;

Т_р — период стабильной эксплуатации проектной мощности, лет;

t_о — период освоения, принимается равным 3 года;

t_з — период угасания горных работ, принимается равным 3 года.

Т_р = Z_пр/А_ш.г, (3.12)

Т_р = 61 258,1/3000=20,4года.

Т_п = 20,4 + 3 + 3=26,4года.

Действующая и общая линия очистных забоев Общую и действующую линию очистных забоев можно определить по следующим формулам[33]:

h_д= А_ш.г^.К_оч/L^.?Р_о^.С, (3.13)

где:

h_д — действующая линия очистных забоев, м;

А_г — производственная мощность шахты в год, т/год;

К_оч — коэффициент, учитывающий долю добычи угля из очистных забоев, К_оч = 0,9;L — скорость подвигания очистных работ, м/год;

?Р_о -суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, т/мІ;

С — коэффициент извлечения в забое, (принимаем С=0,95).

Разработка ведется по пласту Красногорский, следовательно производительность пласта определяем по формуле [33]:

?Р_о=m^.г, (3.14)

где:

г — объемный вес угля, т/мі;

m — вынимаемая мощность пласта, м.

?Р_о= 5,41^.1,38=7,5 т/мІ.

Скорость подвигания очистного забоя определяем по формуле [33]:

L = 300^.r^.n_с^.К_г, (3.15)

где:

К_г — коэффициент, учитывающий горно-геологические условия залегания пласта К_г = 0,9;

r — ширина захвата комбайна, м;

n_с — количество вынимаемых стружек.

Действующая линия очистных забоев по каждому пласту составит:

L = 300^.0,8^.7^.0,9 =1512м.

h_д= 3 000 000^.0,9/1512^.5,41^.0,95=348м.

Расчетная действующая линия очистных забоев составит [33]

h _д.ш.=h_д^.n_о, (3.16)

где:

h_д.ш — расчетная действующая линия очистных забоев, м;

h_д — действующая линия очистных забоев для каждого разрабатываемого пласта, м;

n_о — количество одновременно разрабатываемых пластов.

h _д.ш.=348^.1=348 м.

Общее количество очистных забоев по данной шахте определяется по формуле [33]:

h_з=h_д.ш? ?_з, (3.17)

где:

h_з — общее количество очистных забоев по шахте, шт.;

?_з — длина очистного забоя, м;

h_з=348/200,0=1,74.

Исходя из выше приведенных расчетов к одновременной работе принимаем два очистных забоя.

3.3 Расчет необходимого количества воздуха

Исходные данные для расчета:

мощность пласта — 5,41 м;

угол падения пласта — 6−8?;

длина выемочных столбов — 2500 м;

система разработки — длинными столбами по простиранию;

длина очистного забоя 200 м;

относительная газообильность -3,0 м³/т;

среднесуточная добыча из одного выемочного участка — 5800 т;

способ выемки угля — комбайновый;

опасность по самовозгоранию — опасен;

опасность по горным ударам — угрожаем с глубины 250 м;

опасность по внезапным выбросам — не опасен;

2 выемочных участка в одновременной работе;

категория шахты по газу — I категории.

Расход воздуха для шахты в целом определяем по формуле [22]:

Q_ш=1,1(УQ_оч + УQ_вс +УQ_пог.в.+УQ_под.в.+УQ_к+УQ_диз+_.УQ_ут), (3.3.1)

где:

1,1 — коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горных выработок;

УQ_оч — расход воздуха для проветривания выемочных участков, м/мин;

УQ_вс — расход воздуха, подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок, м/мин;

УQ_пог.в — расход воздуха для обособленного проветривания погашаемых выработок, м/мин;

УQ_под.в — расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок, м/мин;

УQ_к — расход воздуха для обособленного проветривании камер, м/мин;

УQ_диз. — расход воздуха на проветривание выработок, по фактору разжижения выхлопных газов;

УQ_ут — утечки воздуха через вентиляционные сооружения, расположенные за пределами выемочных участков, м/мин.

Проведем расчет необходимого количества воздуха для очистной выработки по выделению метана:

(3.3.2)

где:

Q_оч — количество воздуха, необходимое для проветривания очистной выработки, м/мин;

I_оч — ожидаемое среднее газовыделение в очистной выработке, м/мин;

k_н — коэффициент неравномерности газовыделения;

с — допустимая концентрация газа в исходящей из очистной выработки

вентиляционной струе, %;

с_о — концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, %;

k_о.з. — коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному.

м/мин.

Расчет по числу людей:

Q_оч=6n_ч, (3.3.3)

где:

n_ч — наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке.

м/мин.

Проверяем по минимально допустимой скорости движения воздуха в очистной выработке:

Q_оч?60Sv_min, (3.3.4)

где:

S — площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, м S=34 м;

v_min — минимально допустимая скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с.

удовлетворяет условию.

Проверяем по максимально допустимой скорости движения воздуха в очистной выработке:

Q_оч ?60Sv_mах, (3.3.5)

где:

v_mах — максимально допустимая скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с.

удовлетворяет условию.

Рассчитаем расход воздуха, подаваемый к всосам ВМП для обособленного проветривания тупиковых выработок:

Расчет расхода воздуха по выделению метана (углекислого газа):

(3.3.6)

где:

Q_зп — расход воздуха, который необходимо подавать в призабойное пространство тупиковой выработки, ствола, м/мин;

I_зп — метановыделение на призабойном участке, м/мин;

С — допустимая согласно ПБ концентрация метана в исходящей из выработки вентиляционной струе, % (по объему);

С_о — концентрация метана в струе воздуха, поступающего в тупиковую выработку, %.

Расчет по числу людей:

Q_з.п.=6n_ч, (3.3.7)

где:

n_ч — наибольшее число людей, одновременно работающих в подготовительной выработке.

м/мин.

Проверяем по скорости воздуха по следующим факторам:

1) по скорости движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки:

Q_з.п ?20Sv_з.min, (3.3.8)

где:

v_з.мин — минимально допустимая спорость движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки, м/с.

м/мин.

40 м/мин ?81 м/мин, не удовлетворяет условию, тогда принимаем количество воздуха по скорости движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки

2) по минимальной скорости движения воздуха в выработке:

Q_з.п ?60Sv_п.min, (3.3.9)

где:

v_п.min — принимается согласно ПБ.

м/мин.

81?242 не удовлетворяет условию, тогда принимаем количество воздуха по минимальной скорости движения воздуха в выработке.

Расчет производительности ВМП:

Q_в= k_ут. Q_зп, (3.3.10)

м/мин.

где:

k_ут — коэффициент утечек в вентиляционных трубах соответственно от устья выработки до забоя.

Количество воздуха, поступающее к всасу ВМП Q_вс (м/мин):

Q_вс ?1,43 Q_в, (3.3.11)

м³/ мин.

Расчёт количества воздуха для участка, определяется по формуле:

Q_уч. = Q_о.ч.К_ут., (3.3.12)

где:

Q_уч. — количества воздуха для участка, м³/ мин.

К_ут. — коэффициент учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство, К_ут. = 1,5

Q_уч. = 1123^.1,5 = 1685 м³/ мин.

Расчет расхода воздуха для погашаемых выработок:

Q_пог = 0,5 Q_уч, (3.3.13)

Q_пог = 0,5 1685= 842 м³/мин.

Расчет количества воздуха для камер:

Курсовым проектом принимается восемь насосов ЦНС 300−480. Мощность электродвигателя — 1260 кВт (см. Раздел 5)

Для электромашинных камер:

(3.3.14)

где:

N — мощность электроустановки, кВт;

з_i— к. п. д. электроустановки;

k_зг— коэффициент загрузки в течение суток;

t_о— температура воздуха, поступающего в камеру в наиболее теплый месяц года, °С.

м/мин.

Расчет расхода воздуха для поддерживаемых выработок:

(3.3.15)

где:

J_п — полное метановыделение на всем протяжении выработки, м³/мин;

K _н. — коэффициент метановыделения;

С — допустимое содержание метана в исходящей струе;

Со — допустимое содержание метана в поступающей струе.

Расход воздуха на проветривание выработок, по фактору разжижения выхлопных газов дизелевоза:

(3.3.16)

где:

С_NO2 — максимальная концентрация оксидов азота, в пересчете на NO2, в неразбавленных выхлопных газах двигателей, С_NO2=0,025%;

а_NO2 — предельно допустимая концентрация оксидов азота, приведенных к NO2 в атмосфере выработок, а_NO2=0,25%;

q — удельный выход выхлопных газов при нормальных атмосферных условиях, q=0,065 м3/мин.^. л. с.;

k — Коэффициент одновременности работы и степени загрузки двигателей, зависящий от числа машин (n), эксплуатируемых в системе последовательно проветриваемых выработок, k=1;

— наибольшая суммарная мощность одновременно работающих в горной выработке (или в системе последовательно проветриваемых выработок) дизельных двигателей), ;

k₁ — коэффициент, учитывающий снижение объема выхлопных газов у дизельных двигателей с отключением цилиндров (при малой загрузке), k₁=1;

k_обв — коэффициент обводненности выработки, учитывающий уменьшение концентрации оксидов азота вследствии обводненности выработки, принимается в соответствии с таблицей 7.1 «Руководства …», k_обв = 0,8.

Расчёт потребного количества воздуха на утечки через вентиляционные сооружения:

Q_ут. = Q_пер. + Q_шл + Q_кр., (3.3.17)

где:

Q_ут. — потребного количества воздуха на утечки через вентиляционные сооружения, м³/мин.

Q_пер. — утечки воздуха через перемычки (норма утечки — 33 м³/мин. на одну перемычку);

Q_шл. — утечки воздуха через шлюзы (84 м³/ мин.);

Q_кр. — утечки воздуха через кросинги (40 м³/мин.).

Q_ут. = 33 ^. 6 + 84 ^. 6 + 40 ^. 2 = 782 м³/мин.

Расход воздуха для шахты в целом равен:

Q_ш=1,1^.(2*1123+4*378+842+95+1176+1089+2*782)=8524м/мин=142м³/с

3.4 Вскрытие шахтного поля

3.4.1 Вскрытие пласта Полысаевский II в.п.

В северо — восточной части шахтного поля пласт Полысаевский в.п. вскрыт с поверхности тремя наклонными стволами — конвейерным; людским; и путевым наклонными стволами, пройденными по породе у почвы пласта Полысаевский в.п.

Которые в свою очередь сбиты с двумя Воздухоподающими скважинами проведёнными в центральной части разреза шахтного поля.

На северо — западе и юго — востокеу грантицы шахтного поля пласт Полысаевский в.п. вскрыт с поверхности фланговыми стволами № 1 и № 2.

3.4.2 Характеристика выработок, проектируемых для вскрытия

Конвейерный наклонный ствол L=4200м, S_св=11,3 м² закреплен металлической арочной крепью А-10−22, оборудован ленточным конвейером 2ЛТ-100-У, служит для выдачи горной массы.

Людской наклонный ствол L=4200м, S_св=25,0 м² закреплен металлической арочной крепью А-25−27, служит для подачи свежего воздуха.

Путевой наклонный стволL=4200м, S=25,0 м². Служит для для подачи свежего воздуха, доставки оборудования и материалов, оборудован монорельсовым путём.

Воздухоподающая скважина № 1 и № 2 L=453м, сечением в свету 7,0 м², служит для подачи свежего воздуха в шахту, обслуживания главного водоотлива, в качестве запасного выхода.

Фланговые наклонные стволы L=4200м, S_св=11,3 м² закреплены металлической арочной крепью А-10−22, служат для выдачи исходящей струи воздуха, доставки оборудования, материалов и людей, а так же как запасные выходы из шахты.

3.5 Подготовка пласта

Курсовым проектом предусматривается пластовый индивидуальный способ подготовки.

Схема подготовки, принятая в курсовом проекте, -двусторонняя панель.

Длина принятой к отработке части выемочных участков по простиранию пласта составляет лава № 1 — 2500 м, лава № 2 — 2500 м. Длина выемочных участков по падению пласта 200 м.

Все подготовительные выработки крепятся сталеполимерной анкерной крепью с металлической решетчатой затяжкой.

3.5.1 Технология проведения выработок

Проведение выработок по пластам предусматривается проходческими комбайнами КСП-33.

Схема проведения выработок: проходческий комбайн КСП-33 — ленточный перегружатель ПЛШ-800.

Для проветривания забоев подготовительных выработок предусматривается использовать вентиляторы местного проветривания ВМЭ-6.

По пласту Полысаевскому II в.п. конвейерные штреки предусматривается проходить сечением S_св.=16,1 м², вентиляционные штреки сечением S_св.=14,0 м². Для монтажа механизированного комплекса предусматривается проведение монтажных камер S_св.=34,0 м².Для организации запасного выхода предусматривается проведение разрезных печей S_св.=12,0 м²_.

Темпы проходки приняты для наклонных стволов по углю — 150 м/мес., для штреков — 280 м/мес., для квершлагов и наклонных стволов по породе — 70 м/мес.

3.6 Система разработки

3.6.1 Горно — геологический прогноз выемочного участка

Настоящим проектом в пределах шахтного поля рассматривается отработка выемочных участков по пласту Полысаевский II в.п.

Пласт Полысаевский II в пределах описываемого участка разделяется породным прослоем на две самостоятельные пачки: пласт Полысаевский II (верхняя пачка) и пласт Полысаевский Щнижняя пачка).

Пласт Полысаевский II (в.п.) по данным геологоразведочных работ относится к мощным и выдержанным. Его средняя мощность составляет 5,41 м, при незначительных расхождениях крайних величин (4,75−6,54м). Непосредственная кровля — алевролиты мощностью 6−8м. Основная кровля сложена песчаником, мощностью до 30,0 м.

Пласт Полысаевский II (н.п.) отделен от верхней части пласта породным прослоем мощностью от 0,50 м до 1,84 м и лишь в единичных подсечениях мощность прослоя не достигает 0,50м[1].

3.6.2 Система разработки и ее элементы

В дипломном проекте, исходя из горно-геологических и горнотехнических условий эксплуатации (угол падения, мощность, степень нарушенности, глубина разработки и т. д.), принимается система разработки длинными столбами по простиранию с полным обрушением кровли [21]:

— Выемочные столбы № 1 и№ 2 отрабатывается в направлении от фланговой границы к путевому, людскому и конвейерному бремсбергу;

— способ подготовки выемочных участков — проведениеспаренных и одиночных выемочных штреков;

— схема проветривания выемочных участковвозвратноточная, сотводом исходящей струи воздуха на массив угля [21];

— длина вынимаемой части столбов составит: в.у. № 1 — 2500 м, в.у. № 2 — 2500 м;

— по падению пласта длина лав составляет 200 м.

Отработку выемочного участка предусматривается осуществлять механизированным комплексом"FAZOS-25/53-POZ"с очистным комбайном «KGE-750». В.у. оборудуется забойным конвейером «PSZ-950», штрековым перегружателем «PPZ-1000» и дробилкой «UKU-1500».

3.6.3 Выбор схемы и средств проветривания и дегазации выемочного участка

Проветривание выемочного участка осуществляется за счёт общешахтной депрессии с помощью вентилятора главного проветривания типа ВДК-8-№ 32А.

Дегазация выемочного участка осуществляется комплексом мероприятий:

— дегазация скважинами с поверхности (способ применяется для дегазации угольного пласта и выработанного пространства позади очистных забоев);

— способ дегазации скважинами, пробуренными под углом к напластованию;

— способ дегазации пласта скважинами, пробуренными из подготовительных выработок в плоскости пласта.

шахта геологический пласт себестоимость

3.6.4 Расчёт параметров системы разработки, нагрузки на очистной забой и выбор технических средств

3.6.4.1 Технологические операции при ведении очистных работ в выемочном забое

1. Выемка угля осуществляется комбайном KGE-750;

2. Передвижка линейных, концевых и штрековых секций механизированной крепи FAZOS-25/53-POZ;

3. Передвижка лавного конвейера"PSZ-950″.

3.6.4.2 Выбор средств механизации выемки угля в очистном забое

Выбор типоразмера механизированной крепи для лавы производим из следующих условий [18]:

H_min ?m_min — U_з.с — а_кр,(3.6.1)

H_max? m_max — U_п.с, (3.6.2)

где:

H_min и H_max — минимальная и максимальная конструктивная высота крепи, мм;

m_min — минимальная мощность пласта m_min =4700мм;

m_max — максимальная мощность пласта m_max = 6120 мм;

U_з.с — опускание кровли по заднему ряду стоек крепи, мм;

U_п.с — опускание кровли по переднему ряду стоек крепи, мм;

а_кр — запас раздвижности стойки крепи на разгрузку от давления, принимается равным для пластов мощностью более 0,8м — 40 мм.

H_min? 4700 — 110 — 40 = 4550 мм.

H_max? 6120 — 70 = 6050 мм.

Этим условиям соответствует механизированная крепь FAZOS-25/53-POZ с конструктивной высотой H_min = 2500 мм, H_max =6300мм.

3.6.4.3 Определение суточной нагрузки на очистной забой

Нагрузка на очистной забой (определяется согласно методическим указаниям) [18]:

Суточная нагрузка на очистной забой с учетом горнотехнических факторов составит [18]:

(3.6.3)

где:

— нормативная суточная нагрузка на очистной забой, т/сут;

— количество угля с одного цикла, т;

Т — время работы в очистном забое за сутки, мин;

Т_ц — время, затрачиваемое на цикл, мин;

(3.6.4)

где:

— коэффициент извлечения угля из забоя;

А_ц =200 ^.5,41 ^.0,8 ^.1,38 ^.0.97=1159т/ц .

(3.6.5)

где:

— продолжительность добычной смены;

— продолжительность подготовительно-заключительных операций в смену;

— количество смен по добыче угля в сутки;

.

(3.6.6)

где:

L_м.п. — принятая машинная длина лавы, м (200);

— рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (8,3 м/мин);

— скорость холостого хода комбайна;

— суммарное время на вспомогательные операции цикла, отнесенные к 1 м длины лавы;

— коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых; - коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции.

(3.6.7)

где:

— устойчивая мощность двигателей комбайна, кВт;

— мощность двигателей комбайна;

— удельные энергозатраты на выемку 1 т угля, ;

— сопротивляемость угля резанию;

.

Проверяем полученную суточную нагрузку по газовому фактору (газовыделению) [18]:

(3.6.8)

где:

— минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства, свободная для прохода воздуха в лаве, м²;

— коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;

— допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, м/с [12];

d — допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе лавы, % [12];

— средняя относительная метанообильность очистных забоев, м³/т;

— коэффициент, учитывающий естественную дегазацию пласта в период отсутствия работ по выемке угля в выемочном участке.

.

Таким образом, полученная проходит по газовому фактору.

Поскольку курсовом проекте принятая годовая добыча составляет 3,0млн.т. в год, а количество выемочных участков, находящихся в одновременной работе — 2, то исходя из этого минимально необходимая месячная добыча по каждому выемочному участку составит 125 000 т. Таким образом принимаем скорректированную суточную добычу 5000 т.

При известной суточной добыче и относительной газообильности пласта определяем абсолютную газообильность очистного забоя [18]:

(3.6.9)

где:

— абсолютная газообильность очистного забоя, м³/мин.

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет [18]:

(3.6.10)

Принимаем .

Скорректируем суточную нагрузку в зависимости от принятого количества циклов [18]:

(3.6.11)

Окончательно принимаем суточную нагрузку на очистной забой Объем подготовительных работ и выход угля из подготовительных забоев:

Суточное подвигание очистного забоя составляет [18]:

(3.6.12)

.

За сутки на выемочном участке погашается штреков [18]:

(3.6.14)

где:

— количество одновременно погашаемых штреков;

— за сутки на выемочном участке погашается штреков, м.

Необходимый суточный объем воспроизводства погашенных за сутки подготовительных выработок составляет 8,0 м.

Количество угля (добыча) от проведения штреков взамен погашаемых для воссоздания очистного фонда составит [18]:

(3.6.15)

где: — площадь погашаемого штрека в проходке, м²;

.

Суточная добыча по выемочному участку с учетом выхода угля из подготовительных забоев составит [18]:

(3.6.16)

Добыча угля из подготовительных забоев в процентах к общей добыче по участку составит [18]:

(3.6.17)

где: W — добыча угля из подготовительных забоев в процентах к общей добыче по участку, %.

Объем подготовительных работ на 1000 т суточной добычи составит [18]:

(3.6.18)

где: — объем подготовительных работ на 1000 т суточной добычи, м/тыс.т.

3.6.5 Проведение, крепление и ремонт подготовительных выработок

После проведения выработок общешахтного значения приступаем к нарезке вентиляционного штрека сечением 16,1 м², крепление забоя анкерное. Вентиляционный штрек предназначен для доставки и выдачи оборудования из лавы, проветривания. Конвейерный штрек проводим с анкерной крепью сечением 16,1 м², и оборудуем ленточным конвейером для транспортировки горной массы на магистральный ленточный конвейер. Крепление монтажной камеры анкерное, сечение камеры 34,0 м². Объем подготовительных и нарезных выработок на выемочном участке приведен в таблице 3.20. [15]

Объем подготовительных выработок, приходящихся на 1000 т промышленных запасов, определяют [15]:

(3.6.5.1)

где:

?L_выр — суммарная длина подготовительных выработок в пределах выемочного участка, м;

Z_пром — балансовые запасы в пределах выемочного участка, м;

— объем подготовительных выработок, приходящихся на 1000 т промышленных запасов, м/тыс.т.

Z_пром = Н•S•m?г?с, (3.6.5.2)

где:

Н — наклонная высота участка, м;S — длина участка по простиранию, м;

m — мощность слоя, м;

г — объемный вес угля, т/м³;

Z_пром — количество промышленных запасов в выемочном блоке, тыс.т.

Z_пром = 200•2500•1,38•5,41•0,9 = 3 359 610=3359,6 тыс.т.

Таблица 3.6

Объем подготовительных и нарезных выработок [15]

м/тыс.т.

3.6.6 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистном забое

Выемка угля ведется по почве пласта при мощности вынимаемого слоя 5,41 м с применением очистного комбайна.

Принцип работы выемочного комбайна KGE-750[32]

В исходном положении комбайн находится внизу лавы у конвейерного штрека, правый шнек поднят на высоту 1 метр от почвы, левый шнек поднят на величину максимальной выемки пласта. В таком положении комбайн KGE-750 поднимается на 30 метров от конвейерного штрека и останавливается.

Комбайн KGE-750 перемещается вверх от конвейерного штрека на 30 метров. Лавный конвейер «PSZ-950» и комбайн KGE-750 останавливаются. Производится передвижка нижней части забойного конвейера, передвигается к забою нижняя приводная станция конвейера «PSZ-950», с плавным перегибом его става у комбайна (изгиб става конвейера вписывается в 10−13 секций крепи FAZOS-25/53-POZ).

После этого конвейер «PSZ-950» и комбайн KGE-750 включается, правый шнек поднимается на высоту 1 метр от почвы и в таком положении комбайн доходит до вентиляционного штрека, левый шнек при этом производит выемку верхней части пласта до кровли. Вслед за комбайном KGE-750 передвигаются секции крепи FAZOS-25/53-POZ с отставанием от него не более чем на 8 секций.

При выемке угля, машинист комбайна (МГВМ) должен постоянно находиться у пульта комбайна KGE-750, при этом за состоянием траковой цепи должен следить помощник машиниста комбайна.

У вентиляционного штрека шнеки комбайна опускаются до почвы, и при движении комбайна KGE-750 вниз к конвейерному штреку производится выемка нижней пачки угля и зачистка комбайновой дорожки. Вслед за комбайном, с плавным изгибом (10−13 секций), передвигается став лавного конвейера «PSZ-950».

При отходе комбайна KGE-750 от вентиляционного штрека на 30−35 метров комбайн и лавный конвейер останавливаются, производится передвижка верхней приводной станции лавного конвейера и став лавного конвейера «PSZ-950».

У конвейерного штрека (30 метров до сопряжения) правый шнек поднимается на максимальную величину выемки, а верхний на 1 м. от почвы и комбайн выходит на конвейерный штрек. Комбайн принимает исходное положение для последующей выемки угля в следующем цикле.

Комбайн KGE-750 и конвейер «PSZ-950"останавливаются и производится передвижка и выравнивание става конвейера.

Работы по зачистке комбайновой дорожки у нижней приводной станции лавного конвейера «PSZ-950» производится очистным комбайном KGE-750.

3.6.7 Технико — экономические показатели по выемочному участку

Для определения численности рабочих на выемочном участке, расчета и построения графика работ в очистном забое, а также определения производительности труда рабочих и других показателей по выемочному участку необходимо установить комплексную норму выработки, а для расчета себестоимости 1 т угля по участку — комплексную расценку.

3.6.7.1 Комплексная норма выработки и расценки

Для расчета данных показателей производственный цикл добычи в очистном забое расчленяем на составляющие его рабочие процессы и операции, по каждому из которых определяем объемы работ и по действующим нормативным документам устанавливаем сменные нормы выработки на одного рабочего или агрегатные на одну машину.

Результаты расчета представлены в таблице 3.22.

Индивидуальная норма выработки на одного рабочего составляет [18]:

(3.6.9.1)

где:

— агрегатная норма;

— норма обслуживания;

— индивидуальная норма выработки на одного рабочего, т/чел.

.

Трудоемкость работ по выемке угля комплексом составляет [18]:

(3.6.9.2)

где:

— сменная добыча угля из очистного забоя;

— трудоемкость работ по выемке угля комплексом, чел.см.

.

Трудоемкость работ по выемке угля нужно привести к одному циклу, для чего определяем коэффициент цикличности [18]:

(3.6.9.3)

.

Таблица 3.22

Расчет комплексной нормы выработки и расценки [18]

Трудоемкость выемки, приведенная к одному циклу, составляет [18]:

(3.6.9.4)

где: — трудоемкость выемки, приведенная к одному циклу, чел. см/цикл.

в том числе машиниста комбайна горнорабочих очистного забоя

.

Трудоемкость по другим видам работ, входящих в очистной цикл определяется делением объема работ по процессу на установленную по нормировочнику норму выработки на этот вид работы .

Трудоемкость работ в ремонтную смену, приведенная к одному циклу составит: для машиниста комбайна [18]:

(3.6.9.5)

где: — количество машинистов комбайна, входящих в ремонтную смену;

— трудоемкость работ в ремонтную смену, приведенная к одному циклу для машиниста комбайна, чел.см.

— условная добыча, планируемая на ремонтные смены;

.

для горнорабочего очистного забоя [18]:

(3.6.9.6)

где: — принятое количество ГРОЗ ремонтной смены;

— трудоемкость работ в ремонтную смену, приведенная к одному циклу для горнорабочего очистного забоя, чел.см.