Автоматизация производственных процессов в условиях ОАО "Шахта "Большевик"

Горно-геологическая характеристика шахтного поля. Электроснабжение очистного участка. Расчет воздушных и кабельных линий. Математические модели аккумуляторных источников питания и их применение при проектировании систем автоматического регулирования.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 21.08.2015

Аннотация

Кожевников В.Ю. Автоматизация производственных процессов в условиях ОАО «Шахта «Большевик»: Дипломный проект по специальности «Электромеханика» (140601). - Новокузнецк, 2007. - 147 с. Табл. 32, ил. 13, источников 12, чертежей 4 листа.

Разработан проект Автоматизации производственных процессов в условиях ОАО «Шахта «Большевик». Приведены характеристики горно-геологических условий проектируемой шахты. Произведен расчет лавы 30-48 в условиях шахты ОАО «Шахта «Большевик».

Рассмотрены вопросы механизации добычи угля на основе использования комплекса «МКЮ-4У» с применением комбайна К500Ю. Выполнен расчёт электроснабжения шахты и участка. Рассчитаны технико-экономические параметры добычного участка шахты.

Рассмотрены вопросы охраны труда и охраны окружающей среды на производстве.

Исполнитель Калёнов С.Р.

Annotation

The Project of complex mechanization and automation of productions in conditions of mine(shaft) "Bol'shevic".

The Degree project on a speciality «Electromechanics»

Characteristics of mountain - geological conditions and improvement of a layer 30-48 in conditions of mine(shaft) " Bol'shevic " Are carried out(spent).

Questions of mechanization of a coal mining Are considered on the basis of use of a complex " МКЮ-4У " with application of a combine К500Ю.

Calculation of electrosupply of mine(shaft) and a site Is executed. Are given technico-economic parameters a site of mine(shaft).

Questions of a labour safety and ecology of manufacture Are considered.

Executor Kalenov S.R.

Введение

Угольная промышленность занимает важное место в хозяйстве стран, располагающих запасами угля. Она является главнейшим поставщиком первичного сырья и топлива. Угольные месторождения на территории 63 угледобывающих стран мира характеризуются исключительным разнообразием сложнейших условий, не имеющих места ни в одной другой отрасли промышленности, связанной с добычей топлива. Основной проблемой угольной отрасли в настоящее время является увеличение глубины ведения горных работ и, как следствие, ухудшение горно-геологических условий залегания угольных пластов.

Современное горное предприятие - это крупное механизированное и автоматизированное хозяйство, характеризующее многообразием технологического оборудования, в работе которого в оптимальных режимах требуется согласованность и взаимодействие между его отдельными звеньями.

Рациональное использование материальных и трудовых ресурсов, перевооружение угольных предприятий на базе новой высокопроизводительной техники, внедрения прогрессивных технологий и способов управления дают возможность резко повысить производительность труда и качество продукции.

Рост добычи полезных ископаемых в горной промышленности достигается главным образом в результате технического перевооружения предприятий на базе комплексной механизации и автоматизации производственных процессов и повышения производительности труда, а также улучшение экономической эффективности производства.

1. Технология и комплексная механизация

геологический шахтный аккумуляторный кабельный

1.1 Горно-геологическая характеристика шахтного поля

Поле шахты ”Большевик” расположено на севере Байдаевского геологоэкономического угленосного района Кузбасса. В административном отношении Байдаевское месторождение относится к Новокузнецкому району Кемеровской области и непосредственно примыкает к черте города Новокузнецка. Месторождение занимает водораздельное пространство между реками Томь и Абашева, границы его: на юге и западе - река Томь, на востоке река Абашева, на севере - антиклинальный перегиб между Байдаевской и Кушеяковской брахисинклиналями.

Район - экономически развит. На его территории действуют 6 шахт угольных компаний: ”Южкузбассуголь”, ”Облкемеровоуголь” и ш/у «Антоновское».

Все шахты соединены с г. Новокузнецком железными и асфальтированными дорогами.

Шахтное поле занимает водораздел между реками Томь и Есаулка, изрезанный многочисленными долинами мелких рек и их притоками. Наиболее высокие отметки рельефа приурочены к средней части водораздела (+400м), а самые низкие - в пойме Есаулки (+200м).

Сейсмичность района- 7 баллов.

Шахта имеет лицензию на право пользования недрами (основное поле и части Восточного блока), согласно которой, в пользование «Владельцу лицензии предоставлена часть Байдаевского месторождения (геологические участки Антоновский 1-2 и Есаульский 3-4)». В пределах участков Антоновский 1-2 расположено так называемое «Основное поле», дорабатываемое шахтой, а в пределах участков Есаульские 3-4 - «Восточный блок» (прирезка).

Угленосные отложения Восточного блока относятся к ленинской свите ерунаковской подсерии кольчугинской серии Кузбасса верхнепермского возраста.

Литология Восточного блока типична для угленосных формаций. Соотношение литологических типов пород в интервале пластов 38-26а приведено в табл. 1-1. Изменение литологического состава по площади не существенно. Общая мощность свиты немногим превышает 500 м.

Общая угленосность разреза ленинской свиты имеет довольно выдержанное значение, составляя 4,4%.

Таблица 1-1 - Литологический состав ленинской свиты (в %) по Восточному блоку

Наименование пород

Содержание пород, %

Песчаник среднезернистый

1,9

Песчаник мелкозернистый

13,9

Алевролит крупнозернистый

12,7

Алевролит мелкозернистый

29,4

Алевролит глинистый

8,6

Аргиллит

23,4

Аргиллит углистый

0,9

Уголь

4,4

Углисто-карбонатная конкреция

0,2

Переслаивание всех типов пород

4,6

Всего, %

100

Мощность свиты, м

569

Угленосные отложения повсеместно перекрыты отложениями четвертичного возраста (суглинки, глины) мощностью 4-22 м.

Пласты угля залегают в форме брахисинклинальной асимметричной складки. Ось складки имеет северо-западное простирание и очень полого погружается в данном направлении. Дно складки широкое, пологое (порядка 2-5°), осложненное волнистостью. Северо-восточное крыло складки очень короткое, т. к. срезано взбросами, падение его пологое - 2-5°. Юго-западное крыло складки - полное, с изменчивыми углами падения в сторону севера и севера-востока. От выходов пластов угля под наносы и до глубины 250-280 м. (гор. ±0 м.) падение пластов круто-наклонное (от50° до 30°), ниже - пологое (15-5°). Пласты угля рассматриваемого Восточного блока разбиты множеством дизъюнктивных нарушений (порядка 20 нарушений различной протяжённости и амплитуд).

По сложности тектонического строения Восточный блок относится к усложненному типу, хотя здесь можно выделить участки с интенсивной нарушенностью и более спокойные. Четких границ между участками не существует.

В границах Восточного блока шахты залегают пласты 34, 33, 32, 31, 30, 29а.

На выходах пластов в зоне аэрации и колебания уровня подземных вод угли окислены. Глубина зоны окисления не везде одинакова: наибольшая отмечается на водоразделах, наименьшая - в пониженных частях рельефа. Средняя глубина зоны окисления наибольшей величины (39 м) проявляется на водоразделах; на склонах уменьшается до - 24 м, в логах до - 13 м.

Вмещающие породы представлены, в основном, алевролитами разнозернистыми, а также песчаниками и аргиллитами.

Пласты угля газоносны. Глубина залегания метановой зоны в пониженных формах рельефа составляет 25-40 м, на склонах и водоразделах - 50-170 м. Метанообильность угольных пластов на горизонтах +200, +100, 0, -100,-200 изменяется в пределах соответственно 2,8-8,7; 7,8-13,2; 12,2-16,1; 13,8-17,8; 17,1-20,5 м3/т.

Пласты участка имеют выход летучих от 36,2 до 38,4 % и являются опасными по взрываемости угольной пыли.

Угли относятся к каменным спекающимся гумусового ряда, сложены, в основном, витринитом.

Угли пластов 34, 33, 32, и 30 относятся к марке ГЖО, а угли пласта 29а - к марке ГЖ.

Средняя температура горных пород равна на горизонтах, м (абс.) 0, -100,-200 соответственно 13,1, 15,9, 18,7.

Естественная радиоактивность пород и угля по данным гаммакаротажа - фоновая и слабо надфоновая.

Угли всех пластов относятся к опасным по самовозгоранию

Общая характеристика всех пластов шахтного поля в границах Восточного блока приведена в таблице1-2.

Таблица 1.2 - Характеристика рабочих пластов

№ пласта

Мощность, м

Угол падения, град.

Мощность породных прослоев, м

Кровля

Почва

32

0,822,85

510

0,05-0,25

алевролит мелкозернистый очень редко алевролит крупнозернистый и песчаник

алевролит мелкозернистый меньше песчаник и алевролит крупнозернистый

30

0,473,94

510

0,010,45

алевролит мелкозернистый очень редко алевролит крупнозернистый и песчаник

алевролит мелкозернистый редко песчаник и алевролит крупнозернистый

29а

1,027,50

510

0,03-0,10

алевролит мелкозернистый

алевролит мелкозернистый и крупнозернистый

Не утверждены запасы каких-либо полезных попутных ископаемых и полезных попутных компонентов в породах и углях пластов, в подземных водах поля шахты “Большевик” .

Содержание редкоземельных элементов в углях, в том числе германия и галлия, не превышает фоновых значений и не представляет промышленного интереса.

Вмещающие породы содержат свободную двуокись кремния в пределах 26,5-41,9% и являются силикозоопасными.

1.2 Категория шахты по газу и пыли

Природная газоносность угольных пластов изменяется от 2,8 м3/т до 20,5 м3/т.

Метаноносность пластов угля по горизонтам приведена в табл.1.3.

Таблица 1.3

Горизонт

+200

+100

0

-100

-200

Газоносность, м3/т.

2,8-8,7

7,8-13,2

12,2-16,1

13,8-17,8

17,1-20,5

В данный период шахта относится ко второй категории по естественному выделению газа метана.

1.3 Запасы полезного ископаемого

Промышленные запасы добываемого угля в восточном блоке составляют 23410 тыс. тонн. Срок службы шахты при принятой производственной мощности с учетом развития и затухания горных работ составит 18 лет.

1.4 Проектная и фактическая мощность шахты

Проектная мощность шахты составляет 1,5 млн. тонн в год. Фактически за 2006 год добыто около 1,6 млн. тонн угля.

1.5 Схема вскрытия шахтного поля

В настоящее время пласт 30 вскрыт квершлагами №19 и №20 с основного поля шахты. На них предусматривалась отработка лав 30-45 и 30-46 (в настоящее время уже отработаны).

Пласт 29а с основного поля шахты не вскрыт. Проходка квершлага №22 остановлена на расстоянии 20-30 м до пласта.

В связи с большой отдалённостью восточного блока от основной площадки (5 км по горным выработкам) возникают трудности с обеспечением его воздухом, транспортом угля, доставкой материалов и оборудования, а также людей. Поэтому данным проектом предусматривается обособленное вскрытие и отработка восточного блока.

Вскрытие и подготовка пласта 30 предусматривается путевым и конвейерным наклонными стволами, существующим бремсбергом 30-46, тремя штреками и тремя уклонами (путевым, конвейерным и вентиляционным) и двумя фланговыми уклонами. Шахтное поле условно делится фланговыми уклонами на две части: пологую (0 - 10) и наклонную (11 - 45).

Для организации запасного выхода на фланге уклонной панели в соответствии с требованиями ПБ намечается проведение флангового наклонного ствола.

Вскрытие и подготовка пласта 29а предусматривается двумя наклонными квершлагами с пласта 30, двумя магистральными штреками пласта 29а, соединяющими уклоны и фланговые уклоны пласта 29а, двумя уклонами пласта 29а, проходимыми с наклонных квершлагов, и двумя фланговыми уклонами пласта 29а, проходимыми с магистральных штреков, (для всех выработок: одна - путевая, другая - конвейерная). На фланге уклонной панели намечается проведение флангового наклонного ствола. Подача свежего воздуха намечается по вентиляционному гезенку с пласта 30. Для запасного выхода (пока не будет пройден фланговый наклонный ствол) с флангового путевого уклона пласта 29а проходится гезенк-запасной выход на фланговый путевой уклон пласта 30.

Вскрытие и подготовка пласта 32 осуществляется двумя стволами (путевым, конвейерным) и двумя фланговыми стволами. На фланге уклонной панели намечается проведение флангового наклонного ствола (восток). Подача свежего воздуха намечается по вентиляционном гезенку с пласта 30. Передача угля на пласт 30 с пласта 32 намечается по угольному бункеру.

Сечение вентиляционных штрека и уклона пласта 30 принято 20,0 м2, путевого и конвейерного наклонных стволов и фланговых уклонов всех пластов - 15,6 м2, путевого и конвейерного уклонов - 18,4 м2. Крепление вентиляционных выработок, путевого и конвейерного уклонов - анкерное с решётчатой затяжкой, путевого и конвейерного наклонных стволов и фланговых уклонов - металлической арочной крепью из СВП с железобетонной и решётчатой затяжкой.

Подготовка выемочных столбов всех пластов намечается спаренными (конвейерным и вентиляционным) штреками, проходимыми встречными забоями от основных и фланговых уклонов. Сечения штреков приняты из условия размещения в них необходимого транспортного оборудования, подачи необходимого количества воздуха в очистные и подготовительные забои и составляют 14,2 м2. Крепление штреков принято сталеполимерными анкерами с решетчатой затяжкой.

В связи с тем, что вскрытие и подготовка пластов намечается без вертикальных стволов при полной конвейеризации транспорта угля, сооружение околоствольных дворов не предусматривается.

Отработка выемочных столбов по пластам намечается в нисходящем порядке.

Для уменьшения зон повышенного давления проектом предусматривается приведение краевых частей лав и межлавные целики в неудароопасное состояние путём глубинного увлажнения через скважины, гидрорыхления и гидровымывания;

Длина выемочных столбов в пределах рассматриваемых границ шахтного поля по простиранию составляет 500 - 2200 м.

Подготовка выемочных столбов на пластах 29а и 32 аналогична пласту 30 - проходкой спаренных подэтажных штреков.

Порядок отработки выемочных полей - обратный, от фланговых наклонных уклонов к основным.

1.6 Проветривание шахты

Система проветривания шахты принята единая. Схема проветривания - центральная. Способ проветривания - нагнетательный.

Для проветривания шахты предусматривается нагнетательная вентиляторная установка типа ВDК-8-№26А, располагаемая у устья вентиляционного канала (бывший бремсберг 30-46).

Учитывая невысокую газообильность принята возвратноточная схема проветривания выемочных участков с восходящим проветриванием и выдачей исходящей на вентиляционный штрек лавы и далее на конвейерный уклон.

Подача свежего воздуха производится вентиляторной установкой типа ВDК-8-№26А по вентиляционному каналу, расширенной части квершлага 19, путевому штреку пл. 30 и вентиляционному уклону до гор. -35 м и далее по вентиляционному штреку 30-49 поступает к потребителям: лаве 30-48. и 1-му подготовительному забою. Ко 2-му подготовительному забою свежий воздух подаётся с устья путевого наклонного ствола.

Исходящая струя воздуха из очистного забоя и подготовительных забоев по конвейерному и фланговому уклонам, конвейерному и путевому наклонным стволам выдается на поверхность.

Проветривание очистного забоя осуществляется за счет общешахтной депрессии. В подготовительные забои, находящиеся в этот период в работе, свежий воздух подается вентиляторами местного проветривания, устанавливаемыми на свежей струе воздуха.

Параметры работы вентиляторной установки главного проветривания составляют: производительность 166,9 м3/сек; депрессия - 123,74 мм в. ст.

Данные о вентиляторных установках приведены в таблице 1.4, данные о потребителях воздуха - в табл. 1.5.

Таблица 1.4

Номер ветви

Тип вентилятора

Угол лопаток

Расход воздуха, м3/с

Депрессия, мм вод.ст.

Место установки вентилятора

44

ВDК-8-№26А

30

166,9

123,74

Б. бремсберг 30-46

74

ВDК-8-№26А

1,6

128,00

Б. бремсберг 30-46

65

ВМЭ-8

20

10,2

181,87

Путевой наклонный ствол

70

ВМЭ-8

20

10,2

181,87

Путевой наклонный ствол

89

ВМЭ-8

20

9,9

198,61

Вентиляционный уклон

93

ВМЭ-8

20

9,9

198,63

Вентиляционный уклон

Таблица 1.5

Номер ветви

Требуемый расход, м3/с

Расчетный расход, м3/с

Обеспеченность, %

Наименование

1

17,37

17,4

100,2

Очистной забой

72

8,76

9,0

102,7

ПЗ-Фланговый уклон

73

23,73

26,8

112,9

Вентиляционный уклон

77

8,76

9,0

102,7

ПЗ-Вентиляционный штрек

88

8,74

8,9

101,8

ПЗ-Конвейерный штрек

97

8,74

8,9

101,8

ПЗ-Вентиляционный штрек

Применения осевых вентиляторов встречного вращения типа BDK производства КНР обосновано тем, что по сравнению с отечественными вентиляторами типа ВОД данные вентиляторы имеют меньшую металлоёмкость, низкие объёмы строительно-монтажных работ, а также более высокий К.П.Д.

1.7 Водоприток шахты

Шахтой “Большевик” отрабатываются угольные пласты 32, 30, 29а. Условия отработки в целом благоприятные. Приток воды поступает в выработки в виде слабого капежа. При небольших по площади брахисинклинальных структурах вода собирается в мульдах, где и устанавливается насосное оборудование.

Зоны тектонических нарушений не представляют опасности при отработке и встреча их не вызывает повышения притоков воды. Участок “горельников” расположен на южном выходе пласта 29а и в силу высокого гипсометрического положения практически безводен.

В пределах шахтного поля выделяются две основные группы подземных вод:

- воды четвертичных отложений;

- воды пермских (угленосных) отложений.

К четвертичным отложениям приурочена «верховодка». Верховодка имеет сезонный характер проявления, на водопритоки в шахту практического значения не оказывает.

Подземные воды пермских отложений имеют напорно-безнапорный характер, распространены в зонах активного водообмена и затухающей трещиноватости, глубина распространения зон достигает 100-150 м. Водоприток из этих зон обуславливает основную обводненность горных выработок, так как ниже породы практически безводные.

Подземные воды пресные гидрокарбонатно-натриевые с минерализацией 0,3-0,98 г/л, из анионов преобладает гидрокарбонат, из катионов в различных соотношениях присутствует кальций, натрий, магний. Подземные воды могут быть использованы для питьевых (после обработки) и хозяйственных нужд.

Поле шахты находится на водораздельной площади, и поэтому гидрогеологические условия освоения являются благоприятными.

Среднегодовые притоки в горные выработки восточного блока по данным шахты:

- при отработке запасов угля пласта 30 - нормальный - 80 м3/час, максимальный - 240 м3/час;

- при отработке запасов угля пласта 29а - нормальный - 143 м3/час, максимальный - 350 м3/час.

1.8 Применяемая система разработки

Пласты имеют углы падения от 0 до 50, что затрудняет отработку этих пластов. Поэтому предусматривается разделение полей пластов на две части: пологую и наклонную. Отработка как пологой, так и наклонной частей предусматривается системой разработки длинные столбы по простиранию с обрушением кровли с выемкой угля механизированным комплексом.

1.9 Механизированный комплекс МКЮ-4У с комбайном К500Ю

Далее в проекте рассмотрим вариант отработки запасов лавы 30-48 с помощью механизированного комплекса МКЮ-4У, очистного комбайна К500Ю и забойного конвейера КСЮ-381.

Крепь выбирают исходя из соответствия ее технической характеристики и области применения горно-технологическим условиям эксплуатации.

Выбранная крепь МКЮ-4У 18/38 является крепью поддерживающе-оградительного типа.

При выборе типа крепи для конкретных условий нужно установить класс устойчивости непосредственной кровли и тип основной кровли по нагрузочным свойствам.

1.10 Проверка крепи по допустимой скорости воздушной струи

На пластах с относительной газообильностью более 10 куб.м/т необходимо сделать проверку возможности принятого типа крепи обеспечить необходимое по условиям проветривания проходное сечение рабочего пространства лавы. Для этого необходимо сопоставить фактическую площадь сечения рабочего пространства данной крепи Sф с полученным расчетным путем Sр. При этом должно соблюдаться следующее условие:

Sр ? Sф, (1.1)

(1.2)

(1.3)

где m - мощность пласта (3,40 м);

r - ширина захвата комбайна (0,8 м);

- плотность угля (1,28 т/);

Vп - возможная скорость подачи комбайна (5 м/мин);

Кq - коэффициент естественной дегазации пласта (0,7);

q - относительная газообильность пласта (14 );

Vмах - максимально допустимая скорость движения воздуха (4 м/с);

d - допустимая концентрация метана в исходящей струе (1%);

Kв - коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству (1,3).

Тогда

т/мин,

,

5,46 ? 8.

Выбранная крепь удовлетворяет данному условию, поэтому нет необходимости применять мероприятия по повышению эффективности проветривания очистного забоя (дегазация, бурение скважин и т.п.).

1.11 Расчет нагрузки на очистной забой

В технической характеристике любого механизированного комплекса указывается один-два типа комбайнов, которые могут работать с данной крепью. Поэтому задача выбора типа комбайна сводится к анализу соответствия конструкции и параметров этих комбайнов условиям применения их в данном пласте.

В комплекте с механизированным комплексом МКЮ-4У установим очистной комбайн К500Ю и забойный скребковый конвейер КСЮ-381.

Необходимо сделать проверку лавного конвейера по производительности и по допустимой длине.

С учетом влияющих факторов паспортная производительность конвейера определяется

Qк = 60 · Qм · Кк · Кн · Ку · Кг (1.4)

где Qм - минутная машинная производительность комбайна, т/мин (12 т/мин);

Кк - поправочный коэффициент, учитывающий снижение скорости отбора материала от выемочной машины при попутном движении комбайна и цепи конвейера, определится как

(1.5)

,

где Vц - скорость движения сребкового конвейера;

Кн - коэффициент неравномерности загрузки желоба (1,4);

Ку - коэффициент, учитывающий угол падения пласта (1,3);

Кг-коэффициент снижения производительности вследствие отказов (0,9).

Подставим значения в формулу и получим, что

Qк = 60 · 12 · 1,063 · 1,4 · 1,3 · 0,9 = 1254 т/час.

Номинальная производительность конвейера КСЮ-381 по паспортным данным составляет - 1500 т/час.

Выполним проверку выбранного конвейера по возможной длине Lк

(1.6)

где Р - тяговое усилие привода, Н (согласно технических параметров

Р - 200000 Н);

go - масса 1 м тягового органа, кг (121 кг);

g - масса 1 м транспортируемого материала (255 кг);

f - коэффициент сопротивления движению тягового органа (0,8);

В - угол наклона конвейера (5 град.);

w - коэффициент сопротивления движению угля (0,5).

м.

Допустимая длина конвейера 610 м, что при длине лавы 30-48 196 м является подтверждением правильного выбора типа лавного конвейера по длине.

Длина очистного забоя является одним из основных параметров системы разработки, влияющих на технико-экономические показатели работы участка. Необходимо подтвердить правильность предварительного выбора длины очистного забоя.

Во многих случаях оптимальная длина, зависящая от конкретных условий, не всегда совпадает с длиной комплексов в поставке; в ряде случаев целесообразно удлинить (реже сократить) механизированный комплекс на 10-20 %. Ориентировочно длину очистного забоя при односторонней выемке можно определить по формуле

(1.7)

где Тсм - продолжительность смены (360 мин);

tпз - время на подготовительно-заключительные операции в одну добычную смену (20 мин);

tк - время на выполнение концевых операций цикла (15 мин);

Nц - количество циклов в смену(2);

Кк - коэффициент готовности комбайна (0,85-0,93);

Vвп - возможная скорость подачи комбайна в зависимости от

энергозатрат на разрушение угля (5 м/мин);

Vм - маневренная скорость комбайна (до 6 м/мин);

tз - время на замену одного зубка (0,6 - 0,85 мин);

F - площадь торца вынимаемой полосы (F = m1 • r = 3,4 • 0,8 = 2,72 м2);

Z - расход зубков на 1 куб.м отбитого угля (0,05 - 0,15 шт/куб.м);

tв - удельные затраты времени на вспомогательные операции (0,03 - 0,06 мин/м).

м.

Можно говорить о том, что выбранная предварительно длина лавы (196 м) при проверке оказалась верной.

Длина очистного забоя должна быть проверена по газовому фактору

(1.8)

где Sл - площадь сечения забоя при минимальной ширине призабойного пространства, кв.м;

Vдв - допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве (4 м/с);

d - допустимая по ПБ концентрация метана (1%);

Квп - коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству (1,1 - 1,5);

nц - количество циклов в сутки (6 шт.);

Кд - коэффициент естественной дегазации в период отсутствия работ по выемке угля (0,65 - 0,75);

qCH4 - относительное газовыделение (14 куб.м/т)

м.

Данная проверка показала, что применение систем дегазации не требуется, лава 30-48 проходит по длине.

После определения длины комплексно-механизированного очистного забоя рассчитывается суточная нагрузка на забой с учетом горнотехнических факторов (скорость подачи комбайна)

(1.9)

где Асут.н. - нормативная суточная нагрузка на очистной забой, т/сут.

Ац - количество угля с одного цикла, т;

Т - время работы в очистной забое за сутки, мин;

Тц - время, затрачиваемое за цикл, мин.

(1.10)

т.

Время работы в очистном забое за сутки Т, мин,

(1.11)

мин.

Время работы за один цикл

(1.12)

где Vп - скорость подачи комбайна по выемке (5 м/мин);

Vз - скорость комбайна по зачистке (5 м/мин);

Tв - время на вспомогательные операции цикла (0,15 мин/м);

Ко - коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых (1,1);

Кк -коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции (1,1).

мин.

При этом суточная нагрузка на забой определяется

т/сут.

Уточним рабочую скорость подачи комбайна по энергозатратам на выемку угля с учетом сопротивляемости угля резанию и других технических факторов

(1.13)

где Nуст - устойчивая мощность двигателя комбайна, кВт, в расчете можно принять Nуст = 0,9 · Рдв = 0,9 · 500 = 450 кВт;

А = 120 · fу = 120 · 0,9 = 108 (- коэффициент крепости угля по шкале проф. Протодьяконова, 0,9).

м/мин.

Необходимо скорректировать суточную добычу с учетом полученной рабочей скорости подачи комбайна.

мин.

По полученному значению продолжительности цикла суточная нагрузка на забой определяется

т/сут.

Суточная нагрузка на очистной забой должна быть проверена по фактору проветривания (газовыделению)

(1.14)

где Sл - площадь сечения забоя при минимальной ширине призабойного пространства, кв.м;

Vдоп - допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве (4 м/с);

d - допустимая по ПБ концентрация метана (1%);

Ку - коэффициент, учитывающий движение воздуха по выработанному пространству (1,1 - 1,5);

Кед - коэффициент естественной дегазации в период отсутствия работ по выемке угля (0,65 - 0,75);

qCH4 - относительное газовыделение (14 );

Кнг - коэффициент неравномерности газовыделения в лаве (Кнг = 1,9).

т/сут.

Полученное значение суточной нагрузки по фактору проветривания показывает, что необходимы дополнительные меры по дегазации призабойного пространства для достижения суточной нагрузки на забой согласно горно-технических условий. Для этого на шахте применяется изолированный отвод метана за пределы выемочного участка.

При известной суточной добыче Асут.н. и относительной газообильности пласта qCH4 можно определить абсолютную газообильность очистного забоя qабс, /мин

(1.15)

/мин.

Необходимое количество циклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет

(1.16)

цикла.

Примем окончательно количество циклов - 8 шт.

т/сут.

В дальнейшем полученную суточную нагрузку на забой нужно принимать как плановую суточную нагрузку на забой.

Теперь можем уточнить часовую нагрузку на лавный конвейер.

, т/час (1.17)

т/час.

Полученная величина нагрузки на конвейер более чем в 3 раза меньше паспортной нагрузки. Можем сделать вывод, что по фактору нагрузки забойный конвейер выбран верно.

1.12 Технология ведения очистных работ

Отработка запасов лавы 30-48 производится на мощность пласта 3,20-3,60 м. Выемка угля в лаве 30-48 производиться с помощью крепи МКЮ-4У 18/38 комбайном К-500Ю и конвейером “ПС 281”. Комбайн оснащен шнековыми исполнительными органами с резцами типа РГ-501. При выемки угля комбайн перемещается по ставу забойного конвейера, расположенного на почве пласта, параллельно груди забоя. Перемещение комбайна осуществляется перекатыванием зубчатых колес блоков движителей механизма подачи по рейке РКД, или цевочной рейке, закрепленной на борту забойного конвейера. На забойном конвейере комбайн устанавливается с помощью завальных и забойных лыж. Завальные лыжи оснащены захватами, которыми охватывается направляющая конвейера. Крепление сопряжения лавы с конвейерным штреком осуществляется штрековой крепью КСПЮ-04, с вентиляционным штреком индивидуальной крепью.

1.13 Техника безопасности при ведении очистных работ

Все работы в очистных забоях производятся согласно паспорта выемочного участка.

Из каждой очистной выработки обязательно есть два ничем не загроможденных выхода: один на вентиляционный и другой на конвейерный штрек.

В случае остановки работ в очистной выработке на время свыше суток должны быть приняты меры по предупреждению обрушения кровли в призабойном пространстве и загазирования. Возобновление работ допускается с разрешения технического директора шахты или его заместителя после осмотра очистной выработки инженерно-техническими работниками участка.

В процессе работы производится проверка устойчивости кровли и забоя путем осмотра и остукивания. При наличии признаков опасности обрушения кровли, забоя производится оборка отслоившейся горной массы и устанавливается дополнительная крепь.

Ведение очистных работ и крепление очистных выработок от разрезной печи до первичной посадки основной кровли, а также сама посадка очистной кровли производятся по мероприятиям, предусмотренным паспортом выемочного участка, проведения и крепления подземных выработок. Первичная посадка основной кровли производится под руководством начальника участка или его заместителя.

Во всех очистных выработках применяется механизированная крепь с характеристикой, соответствующей горно-геологическим условиям. Размеры проходов для людей в лавах определяются конструктивными размерами механизированных крепей.

В лавах вдоль конвейера оборудованы линии громкоговорящей связи с приемопередающими устройствами, установленными через каждые 10 м, а также в верхнем и нижнем штреках.

Посадка кровли производится под непосредственным руководством инженерно-технического работника участка. Рабочие, занятые на посадке кровли, находятся в закрепленных местах.

В случае задержки обрушения кровли свыше установленного паспортом шага посадки применяется искусственное обрушение. В этих случаях запрещается производить работы в лаве по добыче угля до обрушения кровли.

Работы по подготовке к искусственному обрушению кровли производятся в соответствии с дополнительно разработанными мероприятиями, утвержденными главным инженером шахты.

Сопряжения очистных выработок с конвейерными и вентиляционными штреками закрепляются механизированной передвижной крепью.

Разрешается вести работы в лаве при концентрации метана не более 1%. Допускается местное скопление метана у комбайна до 2%.

Скорость движения воздушной струи допускается до 4 м/с.

1.14 Численность и производительность труда рабочего очистного забоя

Численность рабочих очистной бригады необходимо планировать с учетом перевыполнения норм выработки. Явочное число рабочих Nяв.гроз принимается обычно ниже полученного по нормам выработки общего числа человеко-смен с таким расчетом, чтобы нормы выработки выполнялись на 110 процентов.

Явочный состав рабочих по выемочному участку на сутки составит

(1.18)

где - количество смен в сутки по добыче (3 смены).

Явочный состав очистной бригады на сутки

(1.19)

тогда

чел.

Звено по сменам может быть определено следующим образом: 3 - дежурных электрослесаря в каждую добычную смену; 10 электрослесарей выходят в ремонтно-подготовительную смену.

чел.

В добычную смену по одному, а в ремонтную - два, МГВМ. Для обслуживания погрузочного пункта в каждую добычную смену принимается по одному машенисту подземных установок Для безопасной работы участка в добычную смену выходит один человек (подземный горнорабочий) - в обязанности которого входит - доставка инертной пыли, осланцовка горных выработок, возведение и ремонт заслонов и т.д. Кроме этого в каждую смену выходят 2 подземных горнорабочих (вспомогательные работы - доставка материалов, выдача оборудования на поверхность, зачистка горных выработок и т.д.).

Явочный состав рабочих участка на сутки составит

чел.

Списочный состав рабочих выемочного участка на сутки

, (1.20)

где - коэффициент списочного состава, определится

(1.21)

где Др.г - количество рабочих дней в году; принимается от 300 до 305 дней;

Дп.р, Дв, Дотп - соответственно число праздничных, выходных дней и дней отпуска;

Кув - коэффициент, учитывающий неявку на работу по уважительным причинам (Кув = 0,95 - 0,97).

,

тогда

чел.

Определив явочный и списочный состав, определим производительность труда рабочего очистного забоя на выход, т/вых

т/вых. (1.22)

Производительность труда рабочего очистного забоя за месяц, т/мес•чел

(1.23)

где - добыча за месяц из очистного забоя.

, (1.24)

где Пр.д.мес - количество рабочих дней забоя за месяц (принимается фактическое число рабочих дней за любой календарный месяц или 25,6).

тогда

т/мес.

тогда

т/мес•чел

Производительность труда рабочего добычного участка на выход, т/выход

, (1.25)

т/выход.

Производительность труда рабочего добычного участка за месяц

(1.26)

т/мес•чел

2. Экономическая часть

2.1 Выбор режимов работы предприятия, участка рабочих и расчёт трудовых показателей

Согласно тарифным соглашениям между Росуглепромом и Правительством РФ на 1995 и последующие годы продолжительность рабочего времени работников, занятых на подземных предприятиях, не может превышать 30 часов в неделю, для остальных работников 40 часов.

Проектом предусматривается шестичасовая рабочая смена для подземных рабочих, режим работы участка - 6 дней в неделю, трудящихся - 5 дней в неделю.

2.2 Определение явочной со списочной численности трудящихся

Коэффициент списочного состава рассчитывается для каждой категории рабочих отдельно исходя из того, что у них разное время отпусков и выходов на работу. Исходя из этих условий коэффициент списочного состава для рабочих составит:

(2.1)

где Тк - календарное число дней в году;

Тпр - количество праздничных дней в году;

Твых - количество выходных дней в году;

Твых. р. - количество выходных дней работника по графику, не

совпадающего с выходными днями предприятия;

Топт - продолжительность отпуска по категориям рабочих.

2.3 Расчёт трудозатрат на выполнение работ

Все расчёты по комплексной норме выработки и комплексной расценке сводятся в таблице 2.1.

Явочная численность рабочих принимается из условия выполнения норм выработки на 100% . В этом случае

чел.

Списочная численность рабочих определяется произведением явочной численности на коэффициент списочного состава и ровна:

чел.

Принимается 172 человека по списку.

Комплексная норма выработки рассчитывается по формуле

, (2.2)

т/выход.

Таблица 2.1 - Норма выработок и расценок

Пласт 30 Вид работы: Выемка угля МКЮ, комбайн К 500 Ю

Наименование работ

Тариф, руб

Ед.изм.

Объем работ на смену

Норма выработки, тн

Чел/см на объем работ

Расценка, руб

Основание

1. Выемка угля

тн

1700,0

МГВМ

281,1

1

281,1

ЕНВЛ

ГРОЗ

241,68

10,242

2475,287

2. Демонтаж ставов:

а) п/пожарного Ф114мм

241,68

м

3,99

21,05

0,189

45,764

НВ М т.24 п 2г

б) сливного Ф114мм

241,68

м

1,99

69,8

0,029

6,901

НВ М т.24 п 9г

в) напорного Ф50мм

241,68

м

1,99

47,6

0,042

10,119

НВ М т.59 п.8б

3.Укорачивание 2 ЛТ-100У

241,68

м

1,99

8,33

0,239

57,823

НВ М т.18 п 41б

4. Передвижка ПТК

241,68

м

1,99

20,8

0,096

23,157

т. 62

5. Бурение шпуров руч. элсверлом по углю для передвижки ПТК

241,68

шп/м

1,79

60,4

0,030

7,177

т.95

6. Установка анкеров для крепления цепей передвижки ПТК

241,68

анк

1,20

45,5

0,026

6,352

т.105

7. Бурение шпуров руч. элсверлом по породе для перемонтажа ЛПК 10Б

241,68

шп/м

1,20

21,4

0,056

13,505

т.95

8. Установка анкеров для крепления ЛПК

241,68

анк

0,80

45,5

0,018

4,234

т.105

9 Передвижка энергопоезда на вент.штр. на L=20 м

241,68

тн

2,2

13,2

0,166

40,139

М.т33

10. Перемещение лебедки ЛПК 10Б на 20м

241,68

леб

0,1

0,77

0,129

31,277

НВ М т.5 п 6д

11. Демонтаж монорельсового пути

241,68

м

1,99

6,8

0,293

70,833

М.Н.

12. Крепление сопряжения на конв. штреке

241,68

а)установка стоек ГВКУ под пластину Р=75 кг

241,68

комп

1,00

29,9

0,033

8,055

т.34п.11,г

б) уборка ГВКУ

241,68

ст

3,0

175,8

0,017

4,110

т.36 п11

д) установка рудстоек h=3,2м

241,68

ст

3,99

18,9

0,211

50,970

т.153 п.4г

е) передвижка крепи сопряжения

241,68

м

1,99

48,76

0,041

9,878

т. 39

13. Крепление сопряжения на вент. штреке

241,68

а)установка стоек ГВКУ под пластину

241,68

комп

1,33

29,9

0,044

10,739

т.34п.11,г

б) уборка ГВКУ

241,68

ст

4,0

185

0,022

5,207

т.36 п10

14. Правка секций

241,68

сек

4,98

40,5

0,123

29,732

ЕНВ77 т.56 п4б

15. Разбивка негабаритов

241,68

мз

1,25

0,75

1,661

401,387

16. Доставка леса по лаве

241,68

а) руд стойки L=3,2 м

241,68

м3

0,48

16,83

0,028

6,835

т173 п.15

б) пластины

241,68

м3

0,36

11,88

0,030

7,263

т.173 п21

17. Выдача труб вручную на 40м

241,68

тн

0,07

2,07

0,034

8,098

М т.

Итого:

11,130

3617,721

Комплексная норма выработки по объемам работ на смену и расценка на 1тн

152,75

2,128

Расчёт фонда зарплаты и численности повременщиков и руководителей участка сведён в таблице 2.2.

Таблица 2.2 - Расчёт фонда оплаты труда

Профессия

Раб. числ.

Спис. числ.

Фонд з/п (руб)

ГРОЗ

50

103

2441400

Электрослесари

19

39

840600

МПУ и т/ рабочие

12

25

484800

Поверхностные рабочие

5

5

51800

Итого рабочих по участку

86

172

Итого руководителей

8

8

272000

Итого специалистов

1

1

34400

Итого по участку

95

181

Доплата за работу

В ночное время

Доплата за управление бригадой

2000

Всего по участку (с ночными и бригадирскими)

3855000

Сменная производительность труда по участку рассчитывается по формуле

, (2.3)

т/выход.

Среднемесячная производительность труда рабочего по участку определяется как

(2.4)

т/мес.

Со всей оплаты труда рабочих и руководителей участка производятся отчисления в фонды в размере 44,1%, что составляет

руб.

Себестоимость 1т добычи угля по элементу «затраты на оплату труда» считается по формуле

т. руб./т. (2.5)

Себестоимость 1 т добычи угля по элементу «отчисления на социальные нужды» определяется как

т. руб./т. (2.6)

В численном виде себестоимость по этим элементам составляет соответственно

руб./т.

руб./т.

2.4 Расчёт расходов по элементу «материальные затраты»

Нормы расхода отдельных видов материалов принимаются по расчётным данным шахты, а сам расчёт сводится в табл. 2.3.

Таблица 2.3 Расчёт материальных затрат для обеспечения технологического процесса (вспомогательные материалы )

Наименование материалов

Затраты, тыс. руб.

Лес

114,5

Запчасти

745

ГСМ

317

Малоценные

Прочие

ИТОГО:

1176,5

Материальные затраты для обеспечения технологического процесса на 1т добычи определяются как

руб./т. (2.7)

где - материальные затраты за месяц, руб.

Численно затраты составляют:

руб./т.

2.4.1 Определение затрат шахты на оплату электроэнергии

Шахта «Большевик» по тарифу за пользование электроэнергией относится к потребителям 1 группы, то есть к потребителям, при расчёте с которыми взимается плата за заявленную активную мощность предприятия, участвующую в максимуме нагрузки энергосистемы, и потребляемую энергию, так называемый двуставочный тариф. Плата за электроэнергию шахты определяется по формуле.

руб · кВт ·ч/месс. (2.8)

где - заявленный максимум активной мощности предприятия, участвующей в максимуме нагрузки энергосистемы, кВт;

- плата за 1кВт заявленной мощности, руб/мес;

- расход активной энергии шахтой за месяц, кВт ч ;

- дополнительная плата за 1 кВт · ч израсходованной

электроэнергии, руб./мес.

Расчётный заявленный максимум нагрузки шахты определяется по формуле

кВт (2.9)

где ?Ра - суммарная расчётная нагрузка шахты, полученная как результат расчёта табл. 2.4;

К? - коэффициент участия в максимуме нагрузки по отдельным

группам электроприёмников шахты, согласно ( 5, с.50) К? = 0,8.

Таблица 2.4 получена в результате расчётов нагрузки потребителей I и II категорий.

Заявленный максимум нагрузки шахты в численном виде равен

кВт.

Плата за электроэнергию основная и дополнительная соответственно ровна.

= 260руб/мес;

а = 0,828руб/мес.

Таблица 2.4 - Расчёт заявленного максимума активной мощности и расхода электрической энергии шахты.

Группа электроприёмников

Мощность , кВт

Коэффициент спроса,

Расчётная мощность

Число часов работы в сутки

Суточный расход активной молщности кВт*ч

,кВт

,кВАр

Подземные потребители

1-ая категория

Водоотлив

630

0.9

0.89

0.51

567

290.47

20

11340

2-ая категория

Высоковольтный конвейерный транспорт

1750

0.7

0.88

0.54

1225

661.5

20

24500

Очистной участок

1134

0.45

0.6

1.33

510.3

680.23

24

12247.2

Подготовительные участки

858

0.35

0.6

1.33

300.3

40.3

24

7207.2

ВШТ

240

0.7

0.7

1.02

168

171.36

24

4032

ИТОГО ПО ШАХТЕ

2770.6

1843.594

59326.4

Затраты шахты на оплату электроэнергии равны.

. руб. · кВт ч/мес.

2.4.2 Определение затрат участка шахты на оплату электроэнергии

Расход электроэнергии шахтой распределяется по отдельным участкам энергетиком шахты в зависимости от количества электропотребителей, их мощности и режима работы. Для этого следует определить расчётный максимум нагрузки на проектируемый участок и количество потребляемой им энергии. Этот расчёт сводится в табл. 2.5

Таблица 2.5 - Расчёт максимума нагрузки участка шахты и потребляемого им количества электроэнергии.

Наименование потребителей

Тип электродвигателя

Количество

Номинальная мощность, кВт

Число часов работы в сутки

Суточный расход энергии кВт· ч

К-500Ю

ДКВ-250

АИУМВВ200L4

АИУМВВ200L4

2

2

1

250

35

35

18

10890

КСЮ-381

ДКВ-355L4

2

250

18

9000

УНР

БЖ-45

АПШ1

ЛПК-1ОБ

УКВШ

ЗЛП

УНР-01

ДР1000Ю

ПС-281

ВР-160-4М

ВАО-42-4У5

ВР-180-4S

ВР-225-4М

ВР-180-4S

ВР-160-4М

ВР-280-4S

ДКВ-385-М4

1

1

1

1

1

1

1

1

1

18

5

4

22

55

22

18

110

200

20

18

24

18

20

18

18

18

18

360

90

96

396

1100

396

324

1980

3600

2ЛТ-100У

СНЕ

СНЕ

ЧЛ-1

ВР-280-4S

ЭДКОФ-250

ЭДКОФ-250

ВАО-42-4У5

3

1

1

1

110

110

110

5

20

20

20

18

6600

2200

2200

90

ИТОГО

39322

Расчётный заявленный максимум нагрузки участка определится как

, кВт (2.10)

где Кс- коэффициент спроса для группы потребителей;

? Рн - суммарная установочная мощность группы потребителей, кВт.

кВт.

Месячное потребление электрической энергии участок с достаточной для практики мощностью может быть определено как:

(2.11)

Где Кмв - коэффициент машинного времени, для лучших бригад

Кузбасса Кмв = 0,4 - 0,42;

tс - продолжительность смены по добыче;

nр, nm - соответственно число добычных смен в сутки и число

рабочих дней в месяце.

кВт ч/мес.

Плата за заявленный максимум нагрузки и плата за израсходованную энергию соответственно находятся

(2.12)

руб·кВт/ мес.

(2.13)

руб·кВт ч/мес.

2.5 Расчёт амортизации основных фондов

Для расчёта амортизации основных фондов рассчитывается сумма амортизационных отчислений на полное восстановление основных производственных фондов, счисленных, исходя из их балансовой стоимости и утверждённых норм. Результаты расчёта сводятся в табл. 2.6

Таблица 2.6 - Расчёт «амортизация основных фондов» по участку

Наименование оборудования

Кол.

Балансовая стоимость, т.руб

Общая стоимость, т.руб

Месячная норма аморт., %

Сумма амортизационных отчислений, т.руб

Комплекс МКЮ-У4

1

166568

166568

2,08

3464,6144

Комбайн К-500Ю

1

12909

12909

1,55

200,0895

Конвейер КСЮ-381

1

11142

11142

2

222,84

Перегружатель ПС-281

1

3769

3769

3,2

120,608

Дробилка ДР1000Ю

1

466

466

2,5

11,65

СНЕ-180/32

2

2115

4230

2,9

122,67

Итого

199084

4142,472

Неучтенные расходы 10%

414,247

Всего

4556,72

Себестоимость 1т угля по элементу «амортизация основных фондов» рассчитывается как

руб/т (2.14)

где 3а - сумма амортизации за проектируемый период.

А - объём добычи за этот же период проектируемого участка,т.

руб/т.

2.6 Затраты на монтаж и демонтаж оборудования проектируемого участка

Затраты на 1 т. по этим элементам рассчитывается по формуле

тыс. руб./тн, (2.15)

где Зм.д. =29862600 руб. - затраты на монтажные работы всего оборудования по участку составляют 15% от стоимости оборудования.

А - отрабатываемые запасы проетируемого участка.

руб./т

2.7 Затраты на проведение подготовительных выработок оконтуривающих выемочный участок

Все расчёты затрат на проведение подготовительных выработок сводятся в таблице 2.7

Таблица 2.7 Расчёт затрат на проведение подготовительных выработок

Наименование выработок

Сечение выработки в свет, м2

Протяженность, м

Себестоимость 1 т. руб/м

Затраты, руб

Вентиляционный штрек 30-49

13

860

23682

20366520

Конвейерный штрек 3049

16,3

860

24341

20933260

Монтажная камера

20

196

25464

4990944

Всего

46290724

Себестоимость 1т подготовительных запасов по проектируемому участку составляет

тыс.руб./т. (2.16)

где Згв - затраты на проведение подготовительных выработок тыс/руб.

А - обрабатываемые запасы проект. участка.

руб./т.

Таблица 2.8 - Сводная таблица показателей работы по проектируемому участку

Показатели

Ед. измерения.

Проектир.

Факт.

1.

Добыча угля.

Суточная

т

5460

3900

Месячная

т

139776

100000

2.

Проведение выработок на 1000т добычи

м/1000т

3,34

3,34

3.

Сменная производительность труда

т/см

63,5

59,1

4.

Среднемесячная производительность труда

т/мес

812,651

757,5

5.

Материальные затраты

т.руб/т

12,917

11,72

6.

Затраты на оплату труда

т.руб/т

27,58

28,3

7.

Отчисления в фонды

т.руб/т

12,6

12,9

8.

Амортизация основных фондов

т.руб/т

32,6

34,2

9.

Общие затраты на 1т

т.руб/т

85,697

87,12

2.8 Показатели экономической эффективности

В качестве показателя экономического эффекта от внедрения новой техники принято снижение себестоимости:

C=(Cб-С2)(Д2 -Д1) (2.17)

где Cб- средневзвешенная себестоимость 1т добычи по шахте, выполненная с помощью всех видов техники в базовом году, руб.,

С2-себестоимость запроектированной дополнительной по сравнению с базовым годом добычи 1т угля, производимой с помощью внедренной в проекте новой техники, руб.

Д1 и Д2-объемы добычи новой техники соответственно в базовом и проектируемом годах, т.

С=(87,12-85,697)(139776-10000)=56601,25руб

2.9 Смета затрат на содержание и эксплуатацию машин и оборудования

Таблица 2.9 - Смета затрат на содержание и эксплуатацию машин и оборудования

Виды расходов

Характеристика и содержание расходов, руб./мес.

1

2

3

1

Амортизация оборудования и транспортных средств

3772000

2

Эксплуатация оборудования

2.1. ГСМ - 317400

2.2. Оплата труда - 2620200

2.3. Отчисления в фонды - 864700

2.4.

- Электроэнергия - 390600

- Топливо - 68600

- Теплоэнергия - 276700

3.

Ремонт оборудования и транспортных средств

Запчасти - 745000

4.

Прочие расходы

2858200

ИТОГО:

11913400

3. Электроснабжение

3.1 Выбор схемы питания шахты и величины питающего напряжения

В дальнейшем будут рассматриваться две схемы питания электроприёмников шахты:

· Схема обособленного питания потребителей шахты с разделительными трансформаторами;

· Схема обособленного питания потребителей шахты с применением трёхобмоточных трансформаторов.

Питание шахты «Большевик» района «Есаульский 3-4»будем осуществлять от отпаек линии 110кВ подстанции «Юбилейная», от этой же подстанции питается шахта «Полосухинская», а так же остальные потребители шахты «Большевик» не входящие в район «Есаульский 3-4».

Поэтому, при выборе трансформаторов, будет учитываться суммарная расчетная мощность.

Полосухинская:

кВт, кВАр, тогда кВА.

Большевик(остальные потребители, не входящие в данную схему):

кВт, кВАр, тогда кВА.

3.2 Выбор силовых трансформаторов

Передаваемая расчётная активная мощность шахты определяется по формуле

, (3.1)

где PР.i-расчётная суммарная активная мощность шахты, из таблицы потребителей PР.i=2843,6 кВт;

k?-коэффициент участия в максимуме, принимается согласно [5, с. 50, табл. 4.7]. k?=0.85.

Тогда

Расчётная мощность ГПП определяется по формуле

(3.2)

где cos ?к - коэффициент мощности с учётом компенсации реактивной нагрузки, принимается cos ?к=0.97.

Для обеспечения бесперебойного питания потребителей первой и части второй категорий принимается двухтрансформаторная ГПП. Трансформаторы выбираются с учётом того, что один из них может быть выведен из работы, и второй будет обеспечивать электроэнергией потребителей первой и второй категорий.

Мощность каждого силового трансформатора двухтрансформаторной ГПП шахты согласно

Принимается стандартная номинальная мощность трансформатора Sн=25000 кВ.А.

К рассмотрению принимается трансформатор ТДТНШ-25000/110-84У1, техническая характеристика которого приведена в таблице 3.2

Таблица 3.2

Техническая характеристика трансформатора ТДТНШ-25000/110-84У1

Величина

Единица измерения

Значение

Номинальная мощность, Sн

кВ.А

25000

Напряжение с высокой стороны, UBH

кВ

115

Напряжение со средней стороны, UCH

кВ

6,3

Напряжение с низкой стороны, UHH

кВ

6,6

Потери холостого хода, PXX

кВт

42

Потери мощности короткого замыкания, PK

кВт

140

Напряжение между высокой и средней сторонами, UK.BH-CH

%

10,5

Напряжение между высокой и низкой сторонами, UK.BH-HH

%

17,0

Напряжение между средней и низкой сторонами, UK.CH-HH

%

6,0

От обмотки 6,3 кВ будут получать энергию поверхностные потребители шахты, а от обмотки 6,6 кВ - подземные.

Рассчитываем потери мощности в трансформаторах ТДТНШ.

(3.3)

где kз.вн, kз.сн, kз.нн - коэффициенты загрузки соответственно высшей, средней и низшей обмоток.

(3.4)

Потребители поверхности составляют 31.67 % всей нагрузки шахты, а подземные - 68.33 %.

Потери мощности на принудительное охлаждение. В условиях Кузбасса можно принять Pоу=0.

Для трёхобмоточного трансформатора потери короткого замыкания

(3.5)

Тогда

3.3 Расчет воздушных и кабельных линий электропередач

Электроснабжение шахты будет осуществляться по двум воздушным линиям. Каждую линию будем рассчитывать на пропуск 75% всей нагрузки и на пропуск 100% нагрузки потребителей I и II категорий.

Максимальная токовая нагрузка ВЛ (КЛ) определяется по формуле

, (3.6)

где Uн-номинальное напряжение в линии;

n-количество цепей линии.

Сечение жил линии

(3.7)

где iэк - экономическая плотность тока в рассматриваемом проводнике, выбирается согласно [5, с. 158, табл. 9.3].

Выбор воздушных и кабельных линий по длительно допустимой нагрузке производится исходя из соотношения

(3.8)

где Iд.д - длительно допустимый ток линии в зависимости от сечения, принимается согласно [2, с. 26, таблица 1.3.15]

Выбранные кабельные линии проверяются по потерям напряжения. Минимально допустимое напряжение у потребителя 5700 вольт, то есть позволительная потеря напряжение в линии от трансформатора до потребителя 900 вольт.

Потери напряжения в кабельных линиях 6 кВ определяются по формуле

(3.9)

где -расчётный ток соответствующего участка сети;

li - длина i-ого участка линии;

r0i, x0i - соответственно удельные активное и реактивное сопротивления i-ого участка линии, определяемые по [5, с. 509, таблица 20.1].

3.3.1 Воздушная линия, питающая ГПП

3.3.1.1 Выбор ВЛ по экономической плотности тока

Uн = 110 кВ,

n = 2,

А,

iэк = 1,1,

Полученное сечение округляется до ближайшего стандартного.

Принимается провод АС - 95, S = 95 мм2 с Iдд = 330 А;

В аварийном режиме: n = 1,

А,

3.3.1.2 Расчет ВЛ по нагреву

- длительно допустимый ток

- расчетный ток при аварийном режиме работы.

3.3.1.3 Проверка ВЛ по потери напряжения

При расчёте потерь напряжения в линии напряжением 110 кВ необходимо учитывать влияние ёмкости сети. Определение потерь напряжения в этой линии ведётся в следующем порядке:




Подобные документы