Кафедра РМПИ
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
курсового проекта по дисциплине
«Управление состоянием горного массива»
Д90302.45.01.573.КП
Руководитель:
проф. ____________________________ Самойлов В.Л.
(подпись) (дата)
Разработала
ст. гр. ТБГД 13 _____________________________ Токмаков Б.О.
(подпись) (дата)
Донецк-2017
| РЕФЕРАТ Курсовой проект содержит стр.26, 1 графическое изображение, 1 источника Цель курсового проекта – закрепить, углубить и обобщить знания, полученные за время обучения. В данном курсовом проекте произведен выбор системы разработки, выбор способа охраны выемочного штрека, произведен расчет смещения пород на контуре выработки, расчет предела прочности на одноосное сжатие пород, выбор типа крепи. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ, ВЫЕМОЧНЫЙ ШТРЕК, СПОСОБ ОХРАНЫ, ПРЕ ДЕЛ ПРОЧНОСТИ, ОСНОВНАЯ КРОВЛЯ, НЕПОСРЕДСТВЕННАЯ КРОВЛЯ, СМЕЩЕНИЕ, КРЕПЬ. | |||||||||||
| Д90302.45.01.573 КП | |||||||||||
| Изм. | Лист | № документа | Подпись | Дата | |||||||
| Выполн. | Токмаков Б.О. | Курсовой проект по дисциплине «управление состоянием массива горных пород» | Лит | Лист | Листов | ||||||
| Консульт. | Самойлов В.Л | ||||||||||
| Руковод. | Самойлов В.Л | ДонНТУ, | |||||||||
| Н.контр. | каф.РПМ | ||||||||||
| Зав.каф. | ТБГД-13 | ||||||||||
| СОДЕРЖАНИЕ ВВЕДЕНИЕ………………………………………………………......................................4 1 ХАРАТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ И АНАЛИЗА УСЛОВИЙ ОХРАНЫИ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТОК………………………………………………………...5 1.1Горно-геологические условия……………………………...........................................5 1.2 Анализ горно-технической остановки………………………………………………6 1.3 Выбор способа охраны выработки…………………………………………………..7 2 ПРОЕКТИРОВАНИЕ УПРАВЛЕНИЯ СОСТОЯНИЕМ МАССИВА ГОРНЫХ ПОРОД ПРИ ОХРАНЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК………………………………………8 2.1 Выбор места расположения выработки относительно пласта и вмещающих пород, способ проведения………………………………………………………………..8 2.2 Определение физико-механических свойств горных пород……………………….8 2.3 Выбор и обоснование способа охраны горных выработок………………………...9 2.4 Расчет смещения пород в горных выработках……………………………………..12 2.5 Разработка рациональных паспортов крепления и охраны выработок…………..15 3 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНОГО СПОСОБА ОХРАНЫГОРНЫХ ВЫРАБОТОК……………………………………….17 3.1Расчет стоимости отдельных видов затрат………………………………………….17 3.2 Экономическое сравнение вариантов………………………………………………18 ЗАКЛЮЧЕНИЕ…………………………………………………………………………..25 4 СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ…………………...........................26 | ||||||
| Д 8.090302.45.01.573 КП | ||||||
| Лист | №документа | Подпись | Дата |
ВВЕДЕНИЕ
Добыча угля подземным способом до сих пор является одним из основных методов снабжения промышленности источником энергии.
Однако, как известно, с каждым годом ухудшаются горно-геологические и горнотехнические условия добычи угля.
В связи с этим от горных инженеров требуются способности наиболее четко подобрать параметры разработки угольных месторождений. В настоящее время на угольных шахтах актуальна проблема о сохранении благоприятного состояния выработок, поэтому данная расчетно-графическая работа раскрывает сущность механических процессов, протекающих в массиве горных пород при ведении очистных и подготовительных работ, при взаимном влиянии этих работ; условия и закономерности проявления горного давления; мероприятия, позволяющие управлять состоянием породного массива. Дает навыки выбора и расчета основных параметров способов управления свойствами и состоянием массива горных пород, принятия наиболее эффективных технологических решений в конкретных горно-геологических условиях. В работе обосновывается правильный способ охраны выработок.
1 ХАРАТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ И АНАЛИЗА УСЛОВИЙ ОХРАНЫИ ПОДДЕРЖАНИЯ ВЫРАБОТОК
1.1 Горно-геологические условия
Согласно исходным данным курсового проекта пласт имеет следующие горно-геологические условия: мощность пласта 1,4м, пласт залегает под углом 7º, прочность его составляет 13МПа. В основной кровле залегает песчаник мощностью 8,9м и прочностью 89МПа. В непосредственной кровле залегает песчано-глинистый сланец мощностью 7,8м, прочностью 54МПа. Непосредственная почва представлена глинистым сланцем мощность которого составляет 5,1м, прочность 49МПа.Основная почва представлена песчаником мощностью 10м, прочностью 90МПа. Глубина разработки составляет 780м.
1.2 Анализ горно-технической обстановки
Принятая система разработки – комбинированная система разработки на базе столбовой. При данной системе разработки лава отрабатывается обратным ходом от границ шахтного поля к магистральным выработкам. Выемочные штреки повторно используются. Бывший откаточный штрек лавы становится вентиляционным при отработке следующей лавы. Между лавами отсутствуют целики угля. Для проветривания выемочного участка применяется возвратно-точная схема проветривания с подсвежением исходящий струи воздуха. При данной схеме проветривания вентиляционный штрек за лавой погашается. Затраты на его подержание значительно сокращаются. Так как данная схема проветривания применяется согласно ПБ при угле падения пласта до 10º, а в данном случае угол падения составляет 7º.
1.3 Выбор способа охраны выработки
Выемочные ходки относятся к пластовым выработкам. Выработки проводятся по пласту с глубиной подрывки пород кровли 1,27м и глубиной нижней подрывки -1,27м.Из исходных данных следует, что откаточный штрек верхней лавы повторно используется в качестве вентиляционного для нижней лавы. При этом после прохода первой лавы штрек охраняется со стороны выработанного пространства искусственными сооружениями, а после прохода второй лавы он погашается. В качестве искусственных сооружений, согласно горно-геологическим условиям можно принимать БЖБТ (блоки железо-бетонных тумб) и литую полосу из быстротвердеющего состава.
Согласно исходным данным принимаем арочную крепь СВП 27 из табл. А2 [1], которая имеет следующую характеристику:
1)сечение выработки в свету до осадки-16,2м²;
2)сечение выработки в свету после осадки-8,9м²;
3)конструктивная податливость крепи-11,5м;
4)размеры крепи в проходке,
-высота-3,94м;
-ширина-4,75м;
5)вес комплекса со стяжками длиной 1м- ____кг;
2 ПРОЕКТИРОВАНИЕ УПРАВЛЕНИЯ СОСТОЯНИЕМ МАССИВА ГОРНЫХ ПОРОД ПРИ ОХРАНЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
2.1 Выбор места расположения выработки относительно пласта и вмещающих пород, способ проведения
Данный выемочный штрек располагается по пласту крепостью1,4.Для расчета средневзвешенной прочности пород учитываются все слои пород и угольного пласта, пересекаемые выработкой также попадающие в область, ограниченную линиями, проходящими от контура выработки на расстоянии в кровлю равной 1,5*В, в почве-1,0*В (В-ширина крепи в проходке). Значит в кровлю учитываются породы на 1,5*4,75=7,13м, а в почву на 4,75м.В кровле залегает песчано-глинистый сланец мощностью 7,8м и прочностью 54МПа, а в почве глинистый сланец мощностью 5,1м и прочностью 49МПа. Применяем комбинированную подрывку в штреке. Подрывка кровли составляет 1,27м. Мощность пласта составляет 1,4м, тогда глубина подрыки почвы равна:
Способ проведения выработки – с помощью комбайна
2.2Определение физико-механических свойств горных пород.
Определение предела прочности на одноосное сжатие Rc пород, вмещающих горную выработку.
Расчет прочности пород кровли и почвы
Rck= 
Rcп= 
где
Kc-коэффициент структурного ослабления массива горных пород. Принима –ем Kc
-для песчаника 0,9
-для песчаного сланца 0,8
-для глинистого сланца 0,7
-для угля 0,9
Kw-коэффициент, учитывающий обводненость пород. Кw=1;
mik, miп –мощность соответствующих слоев кровли и почвы
mik=h+1.5*B
h-высота выработки, 3,94,м;
В-ширина выработки, 4,75м;
mik=3,94+1,5*4,75=11,07м;
miп= h+1,0*B;
miп= 3,94+1,0*4,75=8,69м;
R-прочность пород и угля, МПа;
Rk= 
;
Rп= 
Средневзвешенная прочность пород на контуре выработки
Rc.= 
Rc.= 
Степень пучения почвы Кп определяется по формуле
Кп= 
Кп= 
Породы почвы сильнопучащие(для выработок поддерживаемых для повторного использования), пучащие(для выработок погашаемых за лавой) и слабопучащие (для присечных выработок)
2.3. Выбор и обоснование способов охраны горных выработок. Расчет параметров элементов и средств охраны
На основании рекомендации ВНИМИ определяем влияние соседних пластов свиты. Согласно исходным данным расстояние от смежных пластов l1-l3=41 м. Пласт l3 лежит выше пласта l1.
Рассчитываем безопасную высоту надработки – hБН по формуле:
hБН = h'БН kкр k'п k'под kзал
h'БН – табличная величина безопасной высоты надработки - 100
kкр – Коэффициент, учитывающий влияние типа кровли надрабатывающего пласта -1,0
k'п - Коэффициент, учитывающий наличие мощных слоев песчаника – 1,0
k'под - Коэффициент, учитывающий величину податливости крепи выработки – 0,8
kзал - Коэффициент, учитывающий угол залегания пластов – 1,0
hБН = 100*1*1*0,8*1=80 м
Так как расчетная безопасная высота надработки равна 80 м (hБН > h, 80>41), значит вышележащий пласт находится на расстоянии меньше чем hБН значит рассматриваемый пласт l1 является предварительно надработанным.
Согласно исходным данным выемочные ходки проводятся по пласту и являются пластовыми.
2.3 Выбор и обоснование способов охраны горных выработок. Расчет параметров элементов охраны.
Для охрани выемочных ходков используем искусственные сооружения наиболее подходящие данным условиям. Так как мощность пласта =1,4, угол падения 7º, непосредственная кровля среднеустойчивая (R=54МПа), основная кровля среднеобрушаемая (R=89 МПа), предел прочности пород почвы на одноосное сжатие составляет 32,27 МПа, то в качестве искусственного сооружения можно использовать БЖБТ и литые полосы из быстротвердеющих материалов.
Железобетонные тумбы с деревянными прокладками выкладываются из блоков, размерами 0,4×0,5×0,1 (46кг). Количество тумб на 1 п.м. выработки определяется по формуле:
n=P/(Pm*F)
Р- расчетная нагрузка на ж/б тумбы, кН/м принимается из табл. 5.22[1]
Р=10000 кН/м;
Рm- нормативная прочность материала тумбы М-300, 60000 кН/м2;
F- площадь тумбы м2, 0,2 м2
n=10000/(60000*0,2)=3,33≈3
Тумбы выкладываются в 2 ряда причем ближайший к выработки ряд возводится в сплошную, а второй ряд через тумбу, т.е. на один погонный метр выработки выкладывается 3 тумбы
БЖБТ относится к жестким искусственным сооружениям. В породах почвы залегает глинистый сланец, который относится к слабым породам. При слабых породах почвы БЖБТ будет вдавливаться в нее. Возведение БЖБТ имеет большую трудоемкость погрузочно-разгрузочных работ.
Литая полоса возводится из смеси на цементной, гипсовой, ангидридритовой и фофсфогипсовой основах с различными инертными наполнителями, а также БИ-крепь.
Ширина литой полосы принимается в соответствии с расчетом по формуле, но не менее 1м:
bл.п.=Р/Рлп
где
Р- расчетная нагрузка на литые полосы, кН/м принимается из табл. 5.21[1]
Р=12000 кН/м;
Рлп- нормативная прочность быстротвердеющего состава через сутки после возведения литой полосы, 14000 кН/м2;
bл.п.=12000/14000=0,86м;
Отставание БЖБТ и литой полосы от угольного забоя лавы должно быть минимальным для того, чтобы не допустить прогиба и расслоения пород кровли пласта. В противном случае не избежать косонаправленной нагрузки на крепь выемочной выработки и ее перекрепления.
При сравнении способов охраны литыми полосами и БЖБТ с органным рядом, следует, что преимущество литых полос по сравнению с БЖБТ заключается в следующем:
1) менее трудоемком процессе возведения литой полосы (на 75-80℅ процесс механизирован.)
2)усадка литой полосы составляет лишь 0,1m (0,14м), в то время как БЖБТ-0,195м.
Таким образом более перспективным способом охраны выемочной выработки является литая полоса.
2.4Расчет смещения пород в подготовительных(участковых) выработках примыкающих к очистному забою
Кпр-коэффициент, учитывающий способ проведения выработки, ед.
Для комбайна Кпр=1
Uпр-смещение пород под влиянием проведения выработки, мм;
для Rc>15 МПа
Uпр=23,43466*(Hp/Кс)-0,149873(Hp/Kс)2-111,11
где
Нр-глубина разработки,600м;
Uпр=23,43466*(780/36,28)-0,149873(780/36,28)2-111,11=545,68;
V0- средняя скорость смещения пород выработки вне зоны влияния очистных работ, мм/мес;
V0= 
V0= 
t0-время поддержания выработки в не зоны влияния очистных работ, мес.
для начала выработки
t0= tоч+ tпр;
где
tоч, tпр-время ведения очистных и подготовительных работ в столбе.
tоч, =L/Vоч.
tпр= L/Vпр.
где
L- длина выработки,1400м;
Vоч.- скорость ведения очистных работ,75,6м\мес;
Vпр.- скорость проходки выработки, 210м/мес;
t0=900/75+900/210=4,29+12=16,29 мес.
t1-время нахождения выработки в зоне остаточного опорного давления;
t1= tоч,
t1=12 мес.
U1-смещение пород в зоне временного опорного давления лавы, мм
U1= 
U1= 
U2-смещение пород за период влияния временного опорного давления второй лавы,мм.
U1= U2
U2=501,37 мм
U'1-смещение пород в присечных выработках в зоне временного опорного давления лавы, мм
U'1= 
U'1= 
=147,9
Ккр- коэффициент, учитывающий влияние типа основной кровли пласта,
Ккр= 1.
Ks- коэффициент влияния площади выработки
Ks= 
Ks= 
Кк-коэффициент, учитывающий долю смещений пород кровли выработки в общих смещениях,ед.
Кк= 
Кк= 
Кохр - коэффициент, учитывающий влияния податливости искусственных сооружений на опускание кровли, ед. Для БЖБТ Кохр=0,15 для литых полос Кохр=0,1
m-мощность пласта, 1400мм
V1-средняя скорость смещения пород в зоне остаточного опорного давления мм/мес.
V1=115,2427lg 
-93,5973
V1=115,2427lg 
-93,5973= 65,51
V'0- средняя скорость смещения пород в присечных выработках вне зоны влияния очистных работ, мм/мес;
V'0=
V'0=
U'1-смещение пород в присечных выработках в зоне временного опорного давления лавы, мм
U'1=
U'1= =147,9
U'пр-смещение пород в присечных выработках при проведении выработки, мм;
U'пр = 
U'пр = 
Расчет смещения в повторно используемых выработках. Одиночный пласт.
При охране выработки с помощью БЖБТ
Uk=0,8*[Kпр*Uпр+V0*t0+ (U1+ U2)Ккр]Кs*Кк +mKохрКsКкр
Uп=0,8*[Kпр*Uпр+V0*t0+ (U1+ U2)*Ккр]Кs*(1-Кк)+V1t1КsКкр
Смещение для начала выработки
Uk=0,8*{[1*545,68+11,29*16,29+(501,37+501,37)*1]*1,28*0,442+1400*0,15*1,28*1}=999,1мм;
Uп=0,8*{[1*545,68+11,29*16,29+ (501,37+501,37)*1]*1,28* (1-0,442)+65,51*12*1,28*1}=
=1794,8мм
Смещение для конца выработки
t0=1мес.
Uk=0,8*{[1*545,68+11,29*1+(501,37+501,37)*1]*1,28*0,442+1400*0,15*1,28*1}=921мм;
Uп={[1*545,68+11,29*1+ (501,37+501,37)*1]*1,28* (1-0,442)+65,51*12*1,28*1}=
=1696,2 мм
При охране выработки литыми полосами
Смещения для начала выработки
Uk=0,8*{[1*545,68+11,29*16,29+(501,37+501,37)*1]*1,28*0,442+1400*0,1*1,28*1}=927,4 мм;
Uп={[1*545,68+11,29*16,29+ (501,37+501,37)*1]*1,28* (1-0,442)+65,51*12*1,28*1}=
=1794,8мм
Смещения для конца выработки
Uk=0,8*{[1*545,68+11,29*1+(501,37+501,37)*1]*1,28*0,442+1400*0,1*1,28*1}=853,4мм;
Uп={[1*545,68+11,29*1+ (501,37+501,37)*1]*1,28* (1-0,442)+65,51*12*1,28*1}=
=1696,2мм
Расчет смещения в выработках, расположенных в массиве и погашаемых за очистным забоем.
Uk=0,8*Кs *[Kпр*Uпр+V0*t0+ U1*Ккр]Кк
Uп=0,8*Кs *[Kпр*Uпр+V0*t0+ U1*Ккр](1-Кк)
Смещение для начала выработки
t0=13мес
Uk=0,8*[1*545,68+11,29*13+501,37*1]*1,28*0,442=540,33мм;
Uп=0,8*[1*545,68+11,29*13+ 501,37*1]*1,28* (1-0,442)=682,14мм
Смещение для конца выработки
t0=5,29мес.
Uk=0,8*[1*545,68+11,29*5,29+501,37*1]*1,28*0,442=500,9мм;
Uп=0,8*[1*545,68+11,29*5,29+ 501,37*1]*1,28* (1-0,442)=632мм
Расчет смещения в присечных выработках.
Uk=0,8*Кs *[U'пр+V'0*t0+ U'1*Ккр]*К'*Кк
Uп=0,8*Кs *[U'пр+V'0*t0+ U'1*Ккр]*К'*(1-Кк)
Смещение для начала выработки
t0=16,29мес
Uk=0,8*1,28*[214,3+65,89*16,29+147,9*1]*0,7*0,442=454,8мм;
Uп=0,8*1,28*[214,3+65,89*16,29+ 147,9*1]*0,7* (1-0,442)=574,18мм
Смещение для конца выработки
t0=1мес.
Uk=0,8*1,28*[214,3+65,89*1+147,9*1]*0,7*0,442=135,63мм;
Uп=0,8*1,28*[214,3+65,89*1+ 147,9*1]*0,7* (1-0,442)=171,23мм
При охране выработки литыми полосами уменьшаются смещения пород кровли.
| Наименование варианта охраны выработок | Наименование выработки | Смещение пород, мм | |||
| В начале выработки | В конце выработки | ||||
| кровля | почва | кровля | почва | ||
| БЖБТ | Повторно используемая выработка | 999,1 | 1794,8 | 1696,2 | |
| Литая полоса | Повторно используемая выработка | 927,4 | 1794,8 | 853,4 | 1696,2 |
| Выработка погашаемая вслед за очистным забоем | 540,33 | 682,14 | 500,9 | ||
| Выработка проводимая в присечку | 454,8 | 574,18 | 135,63 | 171,23 |
2.5 Разработка рационального паспорта крепления и охраны выработки.
В соответствии с исходными данными принимаю пятизвенную металлическую податливую крепь типа КМП-А5 табл.A1 с технической податливостью 800мм которая имеет следующую характеристику:
1)сечение выработки в свету до осадки-16,2м²;
2)сечение выработки в свету после осадки-11,5м²;
3)конструктивная податливость крепи-0,8м;
4)размеры крепи в проходке,
-высота-3,94м;
-ширина-4,75м;
Плотность установки крепи в присечной и погашаемой выработках принимаем 1 рам/м. Так как смещение кровли в повторно используемой выработке больше чем податливость крепи то в ней принимаем плотность установки равной 2 рам/м
В выработках с пучащей и сильнопучащей почвой применяем ВЩР
(ВЩР) – заключается в бурении по бокам выработки разгрузочных шпуров (длина 2,0 ÷ 2,5 м) под углом к горизонтали от 10º до 30º и взрывания в них камуфлетных зарядов ВВ. Расстояние между шпурами колеблется от 0,5 до 2,0 м. ВЩР приводит к уменьшению печения пород почвы в 2 ÷ 3 раза. Смещения пород кровли при этом увеличиваются в 1,1 ÷ 1,15 раза, смещения пород со стороны боков выработки практически не изменяются. При проведении выработки проходческим комбайном ВЩР проводят с небольшим отставанием от забоя (10 ÷ 30 м). Как показывают шахтные наблюдения отставание работ по ВЩР от забоя выработки не должны превышать во времени 1 ÷ 3 месяца.
3 ТЕХНИКО –ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНОГО СПОСОБА ОХРАНЫВЫРАБОТОК.
В качестве критерия сравнения вариантов рекомендуется величина удельных эксплуатационных затрат, грн/т, представляющая собой отношение суммы учитываемых эксплуатационных затрат к промышленным запасам в пределах выемочного участка.
Сэ= 
где
Qпр- величина промышленных запасов, т;
∑С- сумма учитываемых эксплуатационных затрат по варианту охраны
∑С=Спр+Сохр+Сдм
где
Спр- затраты на проведение выработки, руб;
Сохр- затраты на мероприятии по охране выработок, руб;
Сдм- затраты на дополнительные мероприятия по усилению кровли выработки и по борьбе с пучением пород почвы выработки, руб;
Расчет стоимости отдельных видов затрат
| Влияющий фактор | Проходка с помощью комбайна | |
| Коэффициент kс1 | Коэффициент kс2 | |
| Скорость подвигания выработки, м/месяц V | 1,2 | 0,99 |
| Мощность угольного пласта, м m | 0,99 | |
| Угол наклона выработки, градус α | ||
| Коэффициент крепости пород, f | ||
| Расстояние между рамами арочной крепи, м А | 0,87(1,09) | 0,81(1,13) |
| Тип спецпрофиля, кг/м N | ||
| Цена 1 т спецпрофиля, тыс.грн, Ц сп | ||
| Тип рельса, кг G | ||
| Количество рельсовых путей в выработке n | ||
| Тарифная ставка рабочего, грн/смену Т с | ||
| Средняя длина транспортировки породы, L, км | 0,99 | 0,99 |
| Коэффициент списочного состава рабочих, К | ||
| Процент начислений на зарплату, П % | ||
| Выработка проводится выемочным участком | 0,96 | |
| Выделение воды до 6 м3 /час | 0,98 | 1,04 |
| Выработка проводится сплошным забоем | ||
| Погрузка горной массы на конвейер | 1,03 | 0,94 |
| Тип крепи выработки - арка пятизвенная | 1,002 | 1,005 |
| Тип затяжки - дерево | 1,04 | 1,1 |
| Коэффициент общешахтных расходов при проведении выработки в период эксплуатации | 1,17 | 1,17 |
с1 – коэффициент, учитывающий общешахтные расходы, зависит от периода сооружения выработки – в период эксплуатации шахты с1=1,17
С'пр=с1*(
)
С'пр=с1*(
)=9038 руб/м
Для повторно используемых выработок
С'пр=с1*()
С'пр=с1*(
)=7315 руб/м
Расчётные формулы и коэффициенты влияния отдельных
факторов на затраты по сооружению средств охраны выработки.
Литая полоса
Ko=1100,85*Km*KЦб*KТс*c1
Km= 0,9*m/1,2 + 0,098=1,148- мощность пласта, m, м
KЦб= 0,76*Цб /1,2 + 0,24=4,895- Цена материала крепи, тыс. руб/т
KТс= 0,16*Т/90+0,84= 1-тарифная ставка рабочего, Тс, руб
Ko=1100,85*1,148*4,895*1*1,17=7237,8 руб/м
БЖБТ
Ko= 1836,75*Km*KЦп*KТс*c1
Km= 0,9*m/1,2+0,098=1,28- мощность пласта, m, м
KЦп= 0,75Цп/15+0,25=1,02- Цена плиты. руб/т
KТс= 0,16*Т/90+0,84=1- тарифная ставка рабочего, Тс, руб
Ko= 1836,75*1,28*1,02*1*1,17=2805,7 руб/м
Технико-экономическое сравнение вариантов охраны.
| Наименование статей затрат | Затраты по вариантам | ||
| Литая полоса | БЖБТ | ||
| Проведение выработки | |||
| Литая полоса | ___ | ||
| БЖБТ | ___ | ||
| ВЩР | |||
Выводы по сравнению вариантов, рекомендации по охране выработки
т
S – размер вынимаемой части поля по простиранию, м;
Н – размер вынимаемой части поля по падению, м;
m – вынимаемая мощность пласта, м;
γ – плотность угля, 1,35 т/м 3;
с – коэффициент извлечения угля в шахтном поле, 0,98.
Для БЖБТ
руб/т
Для литой полосы
руб/т
Исходя из полученных данных способом охраны выбираем БЖБТ как экономически более выгодный
Выбор способа разработки
т
S – размер вынимаемой части поля по простиранию, м;
Н – размер вынимаемой части поля по падению, м;
m – вынимаемая мощность пласта, м;
γ – плотность угля, 1,35 т/м 3;
с – коэффициент извлечения угля в шахтном поле, 0,98.
Для способа разработки комбинированный на базе столбовой
руб/т
Для способа разработки
руб/т
Исходя из полученных данных выбираем комбинированный способ разработки с преобладанием признаков столбовой как экономически более выгодный
На основе технико – экономических сравнений можно сделать вывод, что охрана выработки БЖБТ предпочтительнее, поэтому этот способ охраны принимаем как наиболее рациональный.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
В данной расчетно-графической работе научился выбирать способ охраны
для подготовительных выработок на примере выемочного ходка, определил способ ее проведения, рассчитал прочность пород кровли и почвы, рассчитал смещение пород на контуре выработки, научилася располагать выработку относительно пласта.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Методические указания к курсовому проекту по дисциплине
«Управление состоянием массива горных пород» для студентов горного
направления всех форм обучения. / Сост.: В.Л. Самойлов, С.В. Подкопаев,
В.Е. Нефедов, В.И. Стрельников, Н.Н. Малышева. Под ред. Самойлова
В.Л. – Донецк: ДонНТУ, 2013. – 140 с.