Маркшейдерские работы по обслуживанию эксплуатационного участка угольной шахты и снижение себестоимости угля

Содержание



1. Общая часть 

1.1 Краткая характеристика Кузбасса 

1.2 Геологическая характеристика угольного района 

1.3 Геологическая характеристика поля шахты

1.4 Паспорт выемочного участка 

1.5 Экономическая часть 

2. Специальная часть 

2.1 Маркшейдерские работы по обслуживанию эксплуатационного участка 

2.2 Маркшейдерские работы при проверке подъемного комплекса 

Список литературы




1. Общая часть



1.1 Краткая характеристика Кузбасса



Кузнецкий бассейн, расположенный в южной части Западной Сибири, в плане имеет форму неправильного четырехугольника; наибольшая длина бассейна 335км, а наибольшая ширина 110км, площадь бассейна 27 тыс. кв. км. 

На северо-востоке Кузнецкий бассейн граничит с Кузнецким Алатау, на юго-западе с Салаирским кряжем, на юго-востоке со сливающимися острогами этих двух кряжей, на северо-западе с Колывань-Томской складчатой системой, которая в современном рельефе выражена слабо.

Площадь бассейна представляет собой возвышенную равнину, слабо всхолмленную в юго-западной части и значительно больше в северо-восточной. Характерна для территории бассейна также многочисленность протекающих здесь рек, долины их глубоко врезаны не только в четвертичные отложения, представленные преимущественно лессовидными суглинками, но и в нижележащие коренные породы.

В составе пород, слагающих обрамление и фундамент бассейна, выделяют архей, протерозой, кембрий, ордовик, силур, нижний и средний девон. Архей и протерозой представлены гнейсами, мраморами и кварцитами; кембрийские отложения-известняками, доломитами, сланцами и песчаниками; ордовик-порфиритами и конгломератами.

Девонские отложения сложены комплексом известняков, богатых фауной, переслаивающихся с пестроцветными туфогенными песчаниками, туфоконгломератами, порфиритами, а также глинистыми сланцами.

Выходы каменноугольных турнейских и визейских морских отложений протягиваются узкой полосой почти по всем окраинам бассейна. Представлены они известняками, сланцами, зеленоватыми песчаниками. Выше залегают осадки намюрского яруса, представленные преимущественно песчанистыми сланцами. На морских нижекаменноугольных отложениях залегает угленосная в основном песчано-глинистая толща среднего, верхнего карбона и перми. В ее составе выделяются балахонская и кольчугинская серии, к которым приурочена основная угленосность бассейна.

В балахонской серии наибольшая угленасыщенность приурочена к юго-западной части бассейна – Бачатскому и Прокопьевско-Киселевскому районам. Угленосные отложения мощностью около 1600м содержат от 22 до 60 пластов угля. Мощность большей части пластов 2-5м, а отдельных пластов до 10-20м. Основная часть угольных пластов имеет простое строение.

В отложениях кольчугинской серии преобладают пласты сложного и умеренного сложного строения. Простыми являются лишь некоторые тонкие пласты. В пластах углей кольчугинской серии Кузбасса широко развиты различного рода включения и известны многочисленные случаи размывов.

В тарбаганской серии угленосность очень неустойчива. В ней содержится от 13 до 56 пластов и пропластков угля, из них рабочей мощности от 3 до 14 пластов. Пласты обычно сложные, состоящие из нескольких пачек, разделенных прослоями породы.

В девонских отложениях в районе пос. Барзас известны липтобиолиты, богатые сапропелитовым материалом. Угли Кузбасса в основном гумусовые.

По общему тектоническому плану Кузнецкий бассейн относится к типу унаследованных прогибов, и представляет собой крупный ассиметричный синклинорий, длинная ось которого вытянута с юго-востока на северо-запад. Он заложился в среднем палеозое и развивался преимущественно в позднем палеозое. Вдоль длинной оси синклинория мощности осадков имеют наибольшие величины.

Наиболее сильно дислоцированы угленосные отложения вблизи границ бассейна, в зонах, прилегающих к окружающим бассейн горным кряжам. В центральных частях синклинория резко выраженная складчатость приурочена к зонам крупных дизъюнктивных нарушений, протягивающихся почти через весь бассейн параллельно его юго-западной и северно-западной границам.

В бассейне отмечаются наибольшее разнообразие форм складок; ряд складок осложнен дизъюнктивными нарушениями, часть из которых протягивается на многие десятки километров, а некоторые - почти через весь бассейн.

Наиболее крупные зоны разломов – Тырганская на западе бассейна и Томская – в его северной части. Многочисленные нарушения различной амплитуды развиты в различных частях угленосной толщи, особенно в зонах мелкой складчатости.

Гидрогеологические условия продуктивных толщ бассейна зависят в основном от его тектоники. Наибольшая водоносность отмечается в зонах крупных тектонических нарушений, а также на участках выгорания угольных пластов.



1.2 Геологическая характеристика угольного района



Прокопьевско-Киселевский угольный район расположен в пределах Присалаирской полосы. Является одним из наиболее основных районов Верхнебалахонской и Нижнебалахонской подсерии, мощность которых в этом районе около 1200 метров. Количество рабочих пластов до 30.

В алыкаевской свите залегают 11 пластов мощностью от 0,5 до 6,0 метров.

Промежуточная, ишановская и кемеровская свиты, характерны наличием мощных пластов угля, достигающих 20м (пласт Мощный) и 30м (пласт Горелый). Усятская свита включает в себя от 6 до 10 рабочих пластов мощностью от 0,5 до 12,0 метров.

В структурном отношении Прокопьевско-Киселевский угольный район представляет собой одно целое. Угленосные отложения собраны в сравнительно узкие складки, вытянутые в северо-западном направлении и разбитые на отдельные блоки продольными нарушениями с амплитудой до 2км, при этом западные блоки оказываются надвинутыми на восточные.



1.3 Геологическая характеристика поля шахты



1.3.1 Местоположение и границы поля шахты

ООО « Шахта « Киселевская» - действующее угольное предприятие, сдана в эксплуатацию 31 декабря 1935г, расположена в северо-западном районе Прокопьевско-Киселевского месторождения Кузбасса, в пределах городской черты города Киселевска.

Шахта соединена подъездными железнодорожными путями со станциями «Киселевск» и «Черкасов-Камень» Западно-Сибирской железной дороги, находящимися соответственно в 1,5км и 8км от шахты.

Размеры шахтного поля составляют: по простиранию – 4,8км, в крест простирания – 2,5км. Его площадь составляет 6,7км².

Границами шахтного поля являются:

- на севере в пределах I и II - ось целика под полотно Западно-Сибирской железной дороги, далее на восток от оси I синклинали целик под р. Тугай и промплощадку шахты «Дальние горы»;

- на юге в пределах I синклинали;

- на западе кровля пласта V Внутреннего в восточном крыле II , нарушение «L», Тырганский надвиг, нарушение «30»;

- на востоке нарушение «R», до оси Малой Восточной синклинали, нарушение «М» до оси и по оси.

Вскрытие свиты мощных пластов поля шахты «Киселевская» произведено пятью вертикальными стволами: скиповым, клетевым, породоуглубочным, юго-восточным, юго-западным.

Подготовка шахтного поля выполнена квершлагами, концентрационными и полевыми штреками. Шахта отнесена к III категории по газу метану. Отрабатываемые пласты являются склонными к самовозгоранию, опасными по взрывчатости угольной пыли. Случаев внезапных выбросов угля и газа на шахте не зарегистрировано.



	1.3.2 Стратиграфия поля шахты

Стратиграфическое расчленение угленосных отложений даётся по «Унифицированной схеме расчленения угленосных отклонений Кузнецкого бассейна», принятой в 1964 году.

Угленосные отложения шахтного поля приурочены к центральной части Прокопьевско-Киселевского угленосного района, относятся к верхнебалахонской подсерии балахонской серии. Угленосная толща согласно перекрывается безугольными осадками кузнецкой свиты, слагающими ядро Нулевой синклинали. 

На шахтном поле в верхнебалахонской подсерии выделяются три свиты: усятская, кемеровская и ишановская. Ниже приводится описание осадочной толщи в стратиграфическом порядке, сверху вниз.

Кузнецкая свита, распространена только на западном крыле II Тырганской антиклинали. Вскрытая мощность свиты равна 150-200м, сложена перемежающимися слоями, в основном, мелкозернистых песчаников и крупных алевролитов. В толще пород иногда встречаются тонкие невыдержанные пропластки угля. 

Усятская свита имеет наибольшую угленосность. Верхняя граница проводится по слою песчаников в 80м выше пласта VIII Внутреннего, нижняя-по слоям гравелита или конгломерата в почве пласта I Внутреннего. Мощность свиты в среднем составляет 205м, рабочая угленосность 15%. В состав свиты входят 10 пластов угля (сверху вниз): VIII, VII, VI, V, IV, III, II, II бис Внутренние, Проводник II бис и I Внутренний. Наиболее мощным и устойчивым пластом является IV Внутренний, который, сближен с нижележащим пластом III Внутренним. В направлении с юга на север расстояние между пластами уменьшается от 30 до 1м, и севернее 7 разведочной линии пласты сливаются. Пласты II, II бис Внутренние и Проводник IIбис Внутреннего являются сближенными, расстояние между ними составляет соответственно 4,0 и 0,2-0,4м. В литологическом отношении свита, сложена песчаниками, алевролитами, аргиллитами, углями, реже углистыми аргиллитами и гравелитами. Песчаники и алевролиты имеют преобладающее значение, и содержание их соответственно составляет 45 и 30%. Кемеровская свита от других свит отличается наличием наиболее мощных пластов угля и высокой угленосностью - 24%. Верхняя граница свиты проходит по нижнему слою гравелитов или конгломератов в кровле пласта Характерного, нижняя - по почве пласта Мощного. Мощность свиты изменяется от 110м на Промежуточной антиклинали до 180м на I Тырганской антиклинали. В Кемеровскую свиту входят пласты: Характерный, Горелый, Прокопьевские II и I, Мощный. Отличительной особенностью свиты является склонность пласта Прокопьевского к бифуркации с проявлением маломощных проводников в кровле и почве. Вмещающие породы свиты, сложены также преимущественно песчаниками и алевролитами, содержание их соответственно составляет 40 и 28%. 

Ишановская свита, вскрыта полностью лишь на I Тырганской антиклинали и одной скважиной по 15 разведочной линии в западном крыле Промежуточной антиклинали.

Границы свиты: верхняя – почва пласта Мощного, нижняя – кровля пласта Пятилетка. Средняя мощность свиты 285м, общая угленосность 11%, рабочая 9%. На шахтном поле в свиту входят 9 пластов: Безымянный II, Безымянный I (в), Безымянный I (н), Спорный, Подспорный, Двойной, Ударный, Садовый, Пионер. Значительной мощностью, постоянством структуры и выдержанностью отличаются пласты Безымянный I (в) и Двойной. Другие пласты угля обычно маломощные, а некоторые из них только в редких случаях достигают рабочего значения. Вмещающие породы свиты: песчаники и алевролиты, составляющие соответственно 32 и 45%. Подчиненное значение имеют аргиллиты и углистые аргиллиты, они обычно перекрывают пласты угля.

Четвертичные рыхлые отложения (наносы) залегают непосредственно на угленосной толще и в пределах шахтного поля имеют мощность от 0,3 до 49м, подразделяются на лессовидные суглинки водоразделов и аллювиальные отложения долины речки Тугай. Последние представлены переслаиванием глин и суглинков с линзами песка и супеси, в которых встречаются включения гальки и щебенки коренных пород.

На выходах отдельных угольных пластов (Мощный, Горелый, Прокопьевский, IV Внутренний) под рыхлыми отложениями имеются зоны выгорания, заполненные обожженными породами – «горельниками», которые встречаются в центральной и северной части поля шахты, до глубины от 5-10 до 100м от дневной поверхности. 



	1.3.3 Характеристика рабочих пластов угля

	Характеристика рабочих пластов сведена в таблицу 1.1



Таблица 1.1 – Характеристика рабочих пластов угля 

Индекс и

название 

пласта

Мощно-сть, м

Марка

угля

Угол 

падения, г

Глубина

разработки

Склонность

к самовоз-

горанию

Примечание





 1

 2

 3

 4

 5 

 6

 7

VIII

Внутренний 

2,2

 Г

40-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

VII

Внутренний

2,0

Г

40-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

VI

Внутренний

1,67

Г

40-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

V 

Внутренний

1,9

Г

40-85

 230

Склонен

Находится 

в отработке

IV 

Внутренний

3,5-6,5

Г

20-85

 230

Склонен

Находится 

в отработке

III

Внутренний

3,0

Г

20-85

 230

Склонен

Находится 

в отработке

II 

 Внутренний

6,0

Г

20-85

 230

Склонен

Находится 

в отработке

II

Внутренний

4,2-4,5

Г

20-85

 230

Склонен

Находится 

в отработке

Проводник II

Внутреннего

2,45

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

I Внутренний

 ( в.п.)

1,6

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-

тывается

I Внутренний

 ( н.п.)

1,4

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Характерный

4,8

Г

30-85

 230

Склонен

Не разраба-тывается

Горелый

6,15

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

 Прокопьекский

II

4,4

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Прокопьевский I

3,35

Г

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Мощный

17,5

СС

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Безымянный II

1,7

СС

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Безымянный I

(в.п.)

6,5

СС

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Безымянный I

(н.п.)

6,5

СС

30-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Спорный 

1,67

СС

50-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается

Подспорный

4,5

СС

50-85

 -

Склонен

Не разраба-тывается



1.3.4 Тектоника поля шахты

В границах шахтного поля имеют развитие следующие основные пликативные структуры (с востока на запад): Промежуточная антиклиналь, I синклиналь, II Тырганская антиклиналь, Нулевая синклиналь, I Тырганская антиклиналь, прослеживающиеся по всей длине поля, осложненные дополнительной складчатостью, а также тектоническими нарушениями, различными по характеру, амплитуде и протяженности. 

Промежуточная антиклиналь является основной пликативной формой, имеет северо-западное простирание. Южнее 15 разведочной линии замок складки погружается на юг под углом 30º, в остальной части ось складки имеет плавные опускания и поднятия в пределах 7-20º.Осевая плоскость складки севернее 15 разведочной линии выше горизонта +120м срезается крупным нарушением «R», имеющим направление, параллельное оси складки. Складка асимметричная. Западное крыло имеет крутое падение под углом 55-85º, срезается крупным нарушением «R».  Восточное крыло в южной половине поля осложнено двумя дополнительными складками - Малыми Восточными синклиналью и антиклиналью. Углы падения восточного крыла Промежуточной антиклинали в пределах 40-70º.

I Синклиналь отделяет Промежуточную антиклиналь от II Тырганской и прослеживается по всему шахтному полю. Ось складки имеет перегиб в районе 12-14 разведочных линий с погружением в направлении на север и юг под углом 5-10º. Осевая плоскость падает на восток под углом 70-75º. Восточное крыло значительно круче западного, падение их составляет 85-90º и 10-16º. Ось синклинали погружается на север под углами 5-20º.

II Тырганская антиклиналь. Ось складки плавно погружается в северном направлении под углом 2-20º. Крылья складки в основном пологи - восточное крыло имеет падение под углами 10-45º, западное 20-55º. 

Разрывная тектоника шахтного поля представлена серией крупных и мелких нарушений взбросового, реже сбросового характера, ориентированных преимущественно по простиранию угленосных отложений. Наиболее распространенными являются взбросы и надвиги.

Тырганский надвиг – наиболее крупное нарушение района, амплитуда его от 1400-1700м на юге до 2000м на севере шахтного поля. Простирание нарушения параллельно общему простиранию угленосных отложений, направление падения сместителя юго-западное под углом 45º, местами выкручивается до 58º. Ширина зоны дробления и мятых пород изменяется от 32 до 72м. Вблизи надвига имеют развитие многочисленные крупные и мелкие нарушения, в основном, повторяющие его форму и характер.

Нарушение «Z» поражает восточное крыло Нулевой синклинали на севере поля шахты, разрывает осевую часть и переходит на западное крыло. Плоскость сместителя падает на юго-запад под углами 70-75º, средняя амплитуда смещения 460м. Нарушение на всем протяжении сопровождается зоной интенсивного дробления пород шириной 25-60м.

Нарушение «R» имеет форму взброса, срезает западное крыло и замковую часть Промежуточной антиклинали. Простирание нарушения параллельно оси Промежуточной антиклинали, плоскость сместителя падает на северо-восток под углом 85-89º. Амплитуда смещения у северной границы поля шахты достигает 250-300м, в направлении на юг амплитуда уменьшается и у 15 разведочной линии нарушение затухает. Зона перемятых, нарушенных пород также уменьшается с севера на юг от 24м до полного выклинивания. Нарушение «М» по своей форме и характеру относится к несогласному взбросу, являясь восточной границей поля шахты. Падение плоскости сместителя восточное под углами 77-88º. Нарушение имеет амплитуду 700-1000м и сопровождается зоной дробленных пород шириной 480м, перемятых и разбитых многочисленными трещинами.

Кроме указанных выше нарушений на поле шахты геологической разведкой и горными работами на гор.+120м и гор.+120м выявлено около 80 нарушений с амплитудой смещения более 10м и более 200 нарушений с амплитудой смещения менее 10м.



1.3.5 Гидрогеология поля шахты

Вдоль северной границы шахтного поля протекает р. Тугай, а в 1.0км от южной границы р. Аба. Ширина долины р. Тугай 50-70м. максимальный расход воды р. Тугай в дождливый период составляет 600-660м З/час, в засушливое время года она пересыхает. Мощность рыхлых отложений в долине речки изменяется от 0,4 до 13,0м. Рыхлые четвертичные отложения обводнены незначительно. Вследствие того, что грунтовые воды, в основном, дренированы горными работами, на водопритоки в шахту заметного влияния они не оказывают.

Коренные породы отличаются неравномерной обводненостью. Наиболее обводнены породы в зоне выветривания до глубины 80-120м, в депрессиях рельефа (долинах речек и логах). Повышенной водоносностью характеризуются породы в зонах дробления крупных нарушений и песчаники над пластом Мощный. На водоразделах угленосная толща обводнена слабо.

«Горельники» на поле шахты, в основном, осушены горными выработками, однако в периоды ливневых дождей и паводков могут быть причиной кратковременного увеличения притока воды в шахту с поверхности. Во избежание этого необходимо предусматривать комплекс предупреждающих мероприятий.

По химическому составу воды, в основном, гидрокарбонатные, кальциево-магниевые, пресные. Агрессивная углекислота в воде не обнаружена. Фактические притоки воды в шахту за последние 5 лет (1998-2002гг.) составили:

- гор.+220м: нормальный – 226,6 – 290,2 М/nac;

- гор.+120м: нормальный – 60,8 – 282м~\час. Среднегодовой приток за 2002 год составил 556м\час. Ожидаемый водоприток в шахту по данным составит:

- на гор.+220м – нормальный – 310м З\ч и максимальный – 465м З\ч;

- на гор.+120м – нормальный – 250м З\ч и максимальный – 375м З\ч. 



1.4 Горная часть



1.4.1 Горно-геологический прогноз

Горно-геологическая характеристика по пласту IIВнутренний с кв. № 27 представлена в таблице 1.2


Таблица 1.2 – Горно-геологический прогноз

 №

 Наименование показателей

 Значение показателей

1 

Наименование пород:

 основной кровли

 основной почвы



 алевролит

 песчаник

2

Устойчивость:

 основной кровли

 основной почвы



 средняя

 устойчивая

3

Опасность пласта:

 по метану

 по пыли

 по горным ударам

 по внезапным выбросам

 по самовозгоранию

 по прорывам глины



 опасен 

 опасен

 не опасен

 не опасен

 склонен

 опасен

4

Угол падения пласта, град.

 минимальная

 максимальная

 средняя

 

 68º

 76º

 72º

5

Мощность пласта, м

 минимальная

 максимальная

 средняя

 

 3,3

 3,7

 3,5

6

Коэффициент крепости (по Протодьякову)

 пачек угля

 основной кровли

 основной почвы



 0,8

 4-5

 7

7

Зольность угля, %

 18

8

Плотность угля, т/м³

 1,31

9

Ожидаемая газообильность по метану, м³/т

 5,0

10

Размеры участка по простиранию, м

 179

11

Размеры участка по падению, м

 102

12

Глубина отработки по откаточному горизонту, м

 236 - 297

13

Ситуация на вышележащих пластах и горизонтах:

 пожары

 водоносные горизонты 

 целики опасных размеров



 №454 от 02.X.05 до 19.IV.06

 откаточный штрек гор.+220м

 нет

14

Охраняемые объекты на поверхности:

 здания и сооружения

 транспортные

 водные 

 

 кирпичный завод

 нет

 нет

15

Геологические нарушения

 нет



1.4.2 Выбор системы разработки и ее параметры

Учитывая горно-геологические условия залегания пласта II Внутреннего и на основании «Инструкции по применению щитовой системы разработки» ( Прокопьевск,1973г.), а также имеющегося опыта отработки пластов в аналогичных горно-геологических условиях паспортом предусматривается применить щитовую систему разработки.

Вид щитов – бессекционные.

Управление горным давлением осуществляется полным обрушением кровли.

Работы по выемке угля и управлению кровлей вести в соответствии с утвержденным паспортом крепления и управления кровлей по технологической схеме №58 альбома «Технологические схемы очистных и подготовительных работ на угольных шахтах»

Параметры системы разработки 

1 Высота этажа - 97м.

2 Количество подэтажей - 2.

3 Тип щитового перекрытия - эластичный, бессекционный.

4 Размеры щита:

по простиранию -24м, 18м.

в крест простирания –2,8м.

Размер щита в крест простирания уточняется на основании детальной разведки мощности пласта и устанавливается геологическим паспортом щита.

5 Размер межщитового целика -2м.

6 Расстояние между сбойками - 4.5м.

7 Количество щитов – 2.

8 Управление кровлей – полное обрушение.

9 Направление отработки – обратное (от северной границы на квершлаг №27).

Расчет потерь на блок приведен в таблице 1.3



Таблица 1.3 – Расчет потерь на блок

Наименование

 целика

Размеры целика, м

Объем 

целика,

 м

 Выработки в целике

 Объем потерь



По простиранию

По падению

Помощ-нос-ти



 S, м²





l ,

м

n,

шт

l,

м

V, м³

 м³

 т

1

 2

 3

 4

 5 

 6

 7

 8

 9

 10

 11

 12

Межгоризонтный

целик



200





7,4





3,5





5180

































5180





6785,8





Межучастковый целик



3,75

102

3,5

1338,75











1338,75

1753,7625

Целик над квершлагом





11

94,6

3,5

3642,1



=11,4

=8,3

11

11





1

1

11

11

125,4

91,3

∑216,7



3425,4

4487,274

Межблоковые полосы







2

94,6

3,5

662,2

=11,4

=6,2

=8,3

=2,25

2

2

2

2



1

1

1

11

2

2

2

22

22,8

12,4

16,6

49,5

∑101,3





560,9





4408,674

Целик у ската

4

94,6

3,5

1324,4

=2,25

=6,2



4

4

11

1

44

4

99

24,8

∑123,8



1200,6



1572,786

Целик у ходовой печи

4

94,6

3,5

1324,4

=6,2

=11,4

=8,3



4

4

4

1

1

1



4

4

4

24,8

45,6

33,2

∑103,6





1220,8





1599,248





∑20,61



Балансовые запасы выемочного участка рассчитываются по формуле:



,тыс.т. (1.1)



	где  - размер участка по простиранию, м;

	 - наклонная высота этажа, м;

	 - мощность пласта, м;

	 - плотность угля, т/м³;

	

	м (1.2)

	

	где  - вертикальная высота этажа, м;

	 - угол падения пласта, г.

	Промышленные запасы выемочного участка рассчитываются по формуле:

	

	,тыс.т. (1.3)

	
где - суммарный объем потерь угля, тыс.т.

	Суммарный объем потерь по мощности рассчитывается по формуле:

	

	,тыс.т. (1.4)

	

	где  - потери по мощности, тыс.т.;

	 - потери по площади, тыс.т.

	отери по мощности рассчитываются по формуле:

	

	, тыс.т. (1.5)

	

	, тыс.т.;

	, тыс.т.

	

	 Коэффициент потерь рассчитывается по формуле:

	

	% (1.6)



1.4.3 Вскрытие и подготовка пласта и выемочного участка

Пласт II Внутренний гор.+210 и +120м вскрыт квершлагом №27.

Отработка выемочного участка предусматривается от дальней границы к квершлагу №27. В связи со склонностью пласта II Внутреннего к самовозгоранию, весь выемочный участок делится по простиранию на два блока с оставлением между ними профилактического целика. На момент составления настоящего паспорта пройдено ряд выработок предусмотренных схемой подготовки.

Вентиляционный штрек пройден от заезда на промежуточный квершлаг №27 гор.+220м на всю длину выемочного поля 145м .Первые 54м сечением в свету 9,0м2 вчерне 11,4м2 закреплены металлом А-9-17, остальные 91м крепление – смешанное верхняк МТК-5,стойки-дерево сечение в свету 7,8м2; (паспорт №2006-1851).

Конвейерный штрек пройден с откаточного штрека гор.+120м на всю длину выемочного поля сечением в свету 6,1 м2, в проходке 8,3 м2,крепление-деревом, неполной крепежной рамой трапециевидной формы с полной перетяжкой бортов и кровли деревянными затяжками по паспорту №2006-1855. 

Подэтажный штрек проводится на всю длину поля сечением в свету 4,5м2 вчерне 6,2м2, крепление – деревом,неполной крепежной рамой трапецивидной формы с полной перетяжкой бортов и кровли деревянными затяжками. 

Скат в блоке №2 засечен с вентиляционного штрека и пройден до конвейерного штрека на длину 85м сечение 5,5 м2 ,крепление деревянной венцовой крепью с разделением на грузовое и ходовое отделения.



1.4.4 Выемка угля, крепление и управление кровлей

Управление кровлей при ведении щитов – полное обрушение пород кровли. Шаг обрушения пород кровли равен шагу посадки щита.

Очистные работы под щитами начинаются после создания над ними угольной или породной подушки, толщиной не менее мощности пласта. Угольная подушка над щитом создается путем разрушения целика угля над вентиляционным штреком буровзрывным способом. Для этого составными штангами с лежачей стороны рассечки, бурятся серия веерообразных шпуров над каждой секцией щита, заряжаются и взрываются. Создание подушки производится после окончания монтажа щитового перекрытия.

Взрывание шпуров для создания подушки над щитом производится по паспорту БВР, составленному начальником участка и утвержденному главным инженером шахты.

В случае задержки образования подушки или зависания пород кровли, работы под щитом останавливаются до ликвидации зависания подушки путем принудительного обрушения пород при помощи БВР по мероприятиям, составленным начальником участка и утвержденным главным инженером шахты.



1.4.4.1 Монтажные и демонтажные работы

Монтаж щитового перекрытия производится от границы выемочного участка, посекционно, в монтажной камере (рассечке). Крепление монтажной камеры (рассечки) должно обеспечить безопасность выполнения монтажных работ. Перед монтажом секции щита в монтажной камере проходится канава (горизонтальный проход) глубиной 1,5м. Размеры канавы должны обеспечить свободное перемещение в ней во время монтажа металлической основы секции щита и в то же время прочное удержание щита на бортах канавы (на почве монтажной камеры). Монтаж металлической основы секции щита начинается с раскладки швеллеров №20 и №30 и уголков, затем «решетка» из швеллеров и уголков скрепляется болтами и по лежачему боку пласта к уголкам крепятся салазки, Раскладываются накладки со стяжными болтами (шпильками), после чего приступают к укладке накатника.

Укладку накатника или полубруса (бруса) на металлическую основу секции следует производить вкрест простирания пласта. Не допускается вырубка каких-либо пазов снизу или сбоку для укладки или вставки стяжных болтов. В местах, где находятся поперечные швеллеры, производится ровная укладка первого ряда накатника. Количество рядов накатника в щите определяется с учетом конкретных горно-геологических условий. 

Закрепление уложенного наката к металлическому каркасу щита может производиться по двум вариантам:

1 Пакет накатника смонтированной секции, обвязывается канатом в трех местах, по линии подвесных швеллеров металлического каркаса щита и стягивается накладками и стяжными шпильками.

2 По верху накатника укладываются по простиранию металлические или деревянные прогоны (связные) диаметром 22-30см, которые стягиваются с металлической основой секции накладками и стяжными шпильками. С целью исключения развала накатника в конце секции устанавливаем стяжные болты, которые соединяем накладками с предыдущими стяжными болтами. 

Стяжку секции следует производить только верхними гайками стяжных болтов с оставлением запаса резьбы в нижней части болта для последующего подтягивания гаек при эксплуатации щита. На смонтированной секции щита выкладываются клетки (костры), которые тщательно расклиниваются с верхняками крепи монтажной камеры (рассечки).  Для опоры металлического подхвата в рассечке на смонтированную секцию укладывается брус, и монтаж секции на этом заканчивается. По окончании монтажа секции приступают к проведению монтажной камеры (рассечки) для следующей секции щита. Секции между собой по мере монтажа соединяются кольцами из канатов Ø28-35мм, количество зажимов на каждой связке должно быть не менее четырех.



1.4.4.2 Транспортировка угля из забоев подготовительных  выработок

Уголь при проведении углеспускных, ходовых и вентиляционных печей поступает на скребковый конвейер С-53, установленный на конвейерном штреке. При проведении сбоек уголь из забоя выгружается вручную в печь, с которой они проходятся, и по ней самотеком в аккумулирующий бункер под ней. При проведении бункеров уголь самотеком поступает на конвейер С-53 установленный на конвейерном штреке. 



1.4.5 Мероприятия по охране труда и безопасности работ



1.4.5.1 Проветривание выемочного участка

Проветривание выемочного участка осуществляется за счет общешахтной компрессии, создаваемой вентилятором ВОД-40Р, установленным на юго-восточном стволе.

Для проветривания очистного забоя свежий воздух с квершлага № 27 гор.+120м поступает на конвейерный штрек, с конвейерного штрека по печам и по вентиляционной сбойке поступает в крайние со стороны тупика углеспускные печи, по ним под щит. Исходящая струя воздуха из-под щита по входной печи и сбойке выходит на вентиляционный штрек по ходовой печи и далее по выработкам гор.+220м к юго-западному вентиляционному стволу и выходит на поверхность.

Для исключения заколачивания свежей струи воздуха по ходовой печи, в ней на уровне входной сбойки устанавливается глухая ляда, выше и ниже входной сбойки устанавливаются решетчатые ляды.

Печи, неиспользуемые для проветривания выработок, впереди очистного забоя перекрываются на вентиляционном штреке.

Для непрерывного контроля содержания метана в исходящей струе очистного забоя, автоматического отключения электроэнергии в забое, передачи информации о концентрации метана в исходящей струе из очистного забоя и его регистрации на диспетчерском пункте применяется аппаратура газового контроля.

Датчики аппаратуры настраиваются на отключение электроэнергии при следующих значениях объемного содержания метана:

- в исходящей струе воздуха из очистного забоя – 1%.



1.4.5.2 Общие меры безопасности при ведении работ под щитом

1. К самостоятельной работе в щитовых забоях допускаются горнорабочие, прошедшие специальный инструктаж по данной системе и имеющие стаж работы под щитом не менее 3-х месяцев. 

2. Перед производством взрывных работ в щитовом забое рабочие из него, а также рабочие из смежных забоев (монтажная камера, сбойка, печи), должны быть выведены, на свежую струю воздуха и удалены на безопасное расстояние, указанное в паспорте буровзрывных работ.

3. Перед началом работы в щитовых забоях, а также после каждой посадки щита необходимо проверить исправность всего оборудования, состояние опорных целиков и углеспускных печей и произвести тщательную оборку навесов угля пиками, имеющими щитки для защиты рук.

4. После производства взрывных работ вход людей под щит разрешается только после выгрузки угля из первой (ближней к отработанному щиту) печи и полного проветривания забоя.

5. При неполной посадке щита (зависании) запрещается производить взрывные работы во всех забоях на данном выемочном участке. Зависание ликвидируется под руководством лица технического надзора участка. Запрещается находиться на опорных целиках под не полностью посаженным щитом.

6. Устья всех углеспускных печей под щитом надежно перекрываются предохранительными решетками, подвешенными к щиту. Для подвески и регулирования решеток по высоте по мере опускания щита должны применяться подвесные и регулирующие устройства, обеспечивающие безопасность и возможность регулирования подвески решеток.

На период взрывных работ во избежание забучивания устья печи отбитой массой угля предохранительные решетки поднимаются над устьем печи.

7. Входная углеспускная печь должна перекрывается переносной металлической решеткой на уровне почвы входной сбойки.

8. Для исключения падения в печи, люди в щитовом забое должны постоянно применять предохранительные пояса, надежно прикрепляемые к предохранительному канату.

9. Для входа под щит и выхода из-под щита служит металлическая лестница, которая подвешивается к щиту и опускается по углеспускной печи до ближайшей сбойки, соединяющей эту печь с ходовой печью. Ступеньки лестницы должны отстоять от стенки печи не менее чем на 0,15м. Первая со стороны отработанного столба углеспускная печь, служащая запасным выходом из-под щита, оборудуется металлической канатной лестницей, в свернутом виде подвешенной к щиту. Длина лестницы должна быть такой, чтобы она в опущенном состоянии обеспечивала нормальный выход на сбойку сквозную или вентиляционной печи.



1.4.5.3 Мероприятия по предупреждению эндогенной пожаро опасности



Для снижения пожароопасности при отработке пласта IIВнутреннего данным паспортом предусматриваются выполнение следующих мероприятий:

- обеспечить проветривание выемочного поля с действующим напором на уровне вентиляционного штрека не более 10 да Па.

- количество воздуха, поступающее на участок, не должно превышать расчетное значение более чем на 20% в течение всего срока отработки.

- отработанный щитовой столб изолировать чураковыми или брусчатыми перемычками на вентиляционном и конвейерном штреках не позднее 3 дней после окончания работ, а изоляцию входных сбоек, производить с отставанием на одну сбойку. Перемычки выполняются на глинистом растворе. 

- на заездах вентиляционного и откаточного штреков возводятся двойные арки.

- создание 3-х метрового изоляционного слоя на поверхности в районе отработки пласта Прокопьевского;

- образовавшиеся провалы засыпать на смежных с действующим столбом и завершать созданием изолирующего слоя из глины толщиной не менее 3м;

- профилактическая обработка выработанного пространства будет производиться глинистой пульпой (ГП), которая подается в выработанное пространство по перфорированному пульповоду, проложенному по лежачему боку вентиляционного штрека пласта II Внутреннего.

- при появлении признаков раннего возгорания, по распоряжению главного инженера, производится подача ИВГП в отработанное пространство рабочего щитового столба.



1.5 Экономическая часть



1.5.1 Выбор режима работы очистного забоя

	Участок работает 30 дней в месяц. Рабочие работают по скользящему графику. Каждый рабочий делает по 22 выхода. В сутки три рабочих смены и одна ремонтно-подготовительная, либо четыре добычные смены исходя из исходных данных.

		Первая смена работает с 8 до 14;

		Вторая смена работает с 14 до 20;

	Третья смена работает с 20 до 2;

	Четвертая смена работает с 2 до 8.

	

	1.5.2 Расчет нормативной нагрузки на очистной забой

	

	Нормативная нагрузка на очистной забой рассчитывается по формуле: 

			

			 = =  (1.7)

			

	где  -продолжительность рабочей смены, 360 мин.;

	-количество добычных смен; -длительность цикла, мин.;

	-длина лавы, м; 

	r- подвигание забоя за цикл, м.

	(при комбайновой выемка – ширина захвата комбайна м. при буровых работах определяется как произведение длины шпура на коэффициент использования шпур, (м).

	- объемный вес угля, т/м³;

	- мощность пласта, м. 

	

	1.5.3 Расчет норматива нагрузки по фактору проветривания

	Норматив по фактору проветривания определяется по формулам 

				

				===,т/сут. (1.8)

				

	где  - допустимая правилами безопасности максимальная скорость движения воздуха вдоль забоя, 4 м/с ;

	- максимальная площадь поперечного сечения лавы, свободная для перехода воздуха, м;

	- Допустимая максимальная концентрация метана в исходящей струе, % (1%) ;

	- коэффициент неравномерности газовыделения по условиям шахты (1,1-1,4) ;

	- относительная метанообильность лавы,% ;

	- эмпирический коэффициент;

	- коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство, непосредственно прилегающие к призабойному пространству (1,1-1,4).

	

	1.5.4 Расчет продолжительности цикла и количества циклов в сутки

	Определяем количество циклов в сутки по формуле:

				

				===,. (1.9)

	

	где -длительность смены, мин.;

	-число смен по добычи полезного ископаемого;

	- длительность цикла, мин.

	

	1.5.5 Расчет объемов работ по процентам (очистной забой)

	

	1.5.5.1 Добыча угля с цикла

	Объем работ по добыче угля с цикла вычисляется по формуле: 

			

			===,т. (1.10)

		

		где - длина лавы, м;

		-вынимаемая мощность пласта, м;

		-подвигание забоя за цикл (ширина захвата, длина шпура с учетом киш), м;

			

			===,м. (1.11)

			

		- объемный вес угля , т/м³ ;

		- длина шпура, м;

		- коэффициент использования шпура ( 0,9 );

		

		1.5.5.2 Бурение шпуров по углю в лаве

		Объем работ по бурению шпуров по углю в лаве вычисляется по формуле:

			

			=,шм. (1.12)

		м. ,м.

		
где - количество шпуров всекции;

		- количество ниш;

		- длина шпура.

		

			1.5.6 Расчет комплексной нормы выработки и комплексной  расценки

		Комплексные нормы и расценки подсчитываются следующим образом:

		1 Определяется объем работ по каждому процессу.

		2 По нормировочнику находим норму выработки по каждому процессу ( ) 3 Норму выработки по каждому процессу умножаем на поправочный коэффициент (получаем установленную норму выработки ): 

				

				,ед.изм. (1.13) 

				

			4 Объем на смену по каждому процессу делим на установленную норму выработки по каждому процессу (получаем человеко – смен):

		

		,ч/см. (1.14)

		

		5 По каждому процессу устанавливаем тарифную ставку.

		6 Стоимость работ по каждому рабочему процессу определяется умножением тарифной ставки на количество человеко – смен: 

		

		,руб. (1.15)

		

		7 Комплексная норма выработки определяется делением объемов работ за цикл (в очистном забои – тонны, в подготовительном – метры) на суммарное количество человеко – смен: 

		
,т/ч. (1.16)

		

		8 Комплексная расценка определяется делением суммы заработанной платы на объем работ: 

		

		, руб. (1.17)

		

		где  - объем работ на смену, т(м) ;   - сумма человеко – смен;  - стоимость работ по процессам, руб. Нормативная - принята из сборника норм. Исходные и расчетные данные заносят в таблицу 1.4

		

		Таблица 1.4 – Расчет комплексной нормы выработки и расценки



Рабочие процессы

объем работ на цикл

 Норма выработки

Кол-во чел. смен

разряд

Тарифная

ставка

Стоимос

ть работ,

руб.





По нормировочнику

Поправочный коэфф.

Установленная









 1

 2

 3

 4

 5

 6

 7

 8

 9

Добыча угля с цикла,т.

110,04

67

0,9

60,3

1,82

5

55,41

606,7

Объем бурения шпуров

84

309,0

0,9

279,1

0,30

5

55,41

99,74

Скрепероние: ручная навалка,т

11,004

32,7

0,9

29,43

0,37

3

43,09

95,66

Итого:

2,49



802,10

			

			Объем добычи цикла определяется для всех систем разработки, при любой организации труда в забои. Остальные виды работ определяются согласно организации работ в забои. Объем ручной навалки угля определяются как 10% от объема добычи угля с цикла. Перечень работ, входящих в цикл представлены в приложении Б.

			

	1.5.7 Расчет явочной и списочной численности

На участке планируется численность рабочих сдельщиков и повременщиков. Явочный состав рабочих – сдельщиков можно определить по формуле:

	

	чел (1.18)

	

		где - суточный объем работ, т(м);

		- комплексная норма выработки, т (м);

		- коэффициент перевыполнения норм выработки.

		Коэффициент перевыполнения норм выработки составит

		

		чел. (1.19) 

		

		где - суммарное количество человеко – смен.

		Явочный состав рабочих – повременщиков определяется согласно имеющимся нормативным документам или принимается по участку, по которому собран исходный материал.

		К рабочим повременщикам на участке относятся:

		- дежурные электрослесари(один человек в смену); 

		- ремонтно-подготовительное звено;

		- лесодоставщики (один человек в смену );

		- слесарь планового -предупредительного ремонта и др. 

		Численность рабочих по списку рассчитывается умножением явочной численности на коэффициент списочного состава. 

		Если участок работает с непрерывной рабочей неделей, то коэффициент списочного состава можно определить по следующей формуле:

			

			 (1.20)

			

			где - календарное число дней в году; 

			- число праздничных дней в году;

			 - число выходных дней в году;

			- средняя продолжительность отпуска, дни;

			 - коэффициент, учитывающий число невыходов по уважительным причинам.  

			

			чел. (1.21) 

			

			Численность инженерно – технических работников определяется нормативами:

			а) начальник участка – 1;

			б) зам начальника участка – 1;

			в) помощник начальника участка – 1;

			г) механик участка – 1;

			д) горный мастер – 4 ( явочная численность из расчета один мастер в смену ), с учетом коэффициента списочного состава. 

			Расчет сводим в таблицу 1.5

			Явочная численность рабочих по участку определяется как сумма сдельщиков и повременщиков.

			

			чел. (1.22)

			
Списочная численность рабочих по участку определяется как сумма сдельщиков и повременщиков.

			

			чел. (1.23)

			

			Списочная численность работающих на участке составляет 37 человек.

			

			Таблица 1.5 – Расчет списочного состава работников 

Наименование профессий



Явочный состав

коэф.

списочн.

состава

Списочный

состав

работников



1см

2см

3см

4см

сутки





ГРОЗ (сдельщики)

 2

 2

 2

 2

 8

1,84

 12 

МПУ, 2р

 1

 1

 1

 1

 4

1,77

 7

Эл.слесарь 4р.

 1

 1





 2

1,77

 4

Эл.слесарь 3р.

 1

 1

 1

 1

 4

1,77

 7

ГРП – 3 разряда

 1

 1

 1

 1

 4

1,77

 7

доставщик















(др.)















Всего рабочих



22



 37 

Начальник участка









 1

1,77

1

Заместитель нач.уч-ка









 1

1,77

1

Помощник нач.уч-ка









 1

1,77

1

Механик









 1

1,77

1

Горный мастер

 1

 1

 1

 1

 4

1,77

6

Всего руководит.









8



10

Итого



 30



47

	

	1.5.8 Расчет месячного объема работ по добыче угля

	

	1.5.8.1 Расчет добычи за цикл

	

	т. (1.24)

	

	
1.5.8.2 Расчет добычи за смену

	

	,т. (1.25)

	

	1.5.8.3 Расчет добычи за сутки

	

	,т . (1.26)

	

	1.5.8.4 Расчет добычи за месяц

	

	т . (1.27) 

	

	1.5.9 Расчет сменной и месячной производительности труда и  трудоемкости

	

	1.5.9.1 Сменная производительность труда (на выход) рабочего –   сдельщика составит

	

	т/ч. (1.28)

	

	где - суточный объем работ, т(м);

	- явочная численность рабочих – сдельщиков в смену.

	

	1.5.9.2 Месячная производительность труда рабочего –  сдельщика

	

	т/ч. (1.29)

	

	
где - месячный объем работ, т(м); - списочный состав рабочих – сдельщиков.

	

	1.5.9.3 Сменная производительность труда рабочего (с учетом повременщиков) составит

	

	т/ч. (1.30)

	

	где месячный объем работ, т(м); - списочный состав рабочих- сдельщиков и повременщиков. 

	

	1.5.9.4 Месячная производительность труда рабочего составит

		

		т/ч. (1.31)

		

		где - месячный объем работ, т;  списочная численность сдельщиков и повремеменщиков (рабочих).

		

		1.5.9.5 Производительность труда работающих на участке с  учетом инженерно-технических работников определяем   по следующей формуле

		

		ч/т. (1.32)

		

		

		1.5.9.6 Трудоемкость определяем по следующей формуле

		

		ч/т. (1.33)

		
1.5.10 Расчет длительности рабочих процессов и построение графика организации работ

		

		1.5.10.1 Продолжительность выполнения ручных работ (рабочих  процессов)

		Время на выполнение ручных работ определяется по формуле

		

		мин.; (1.34)

		

		где - длительность смены, мин;

		- количество человеко-смен по рабочему процессу, чел-см;

		- количество рабочих, выполняющих данный рабочий процесс, чел;

		- коэффициент перевыполнения нормы выработки.

		

		1.5.10.2 Построение графика организации работ

		Построение графика организации работ производится в зависимости от режима работы, количества циклов в сутки и продолжительности выполнения рабочих процессов.

		

		1.5.2.11 Расчет себестоимости 1 т угля (1м выработки) по  элементам затрат

		В участковую себестоимость входят следующие элементы затрат: оплата по труду, на социальные нужды, материальные затраты, амортизация.

		В элемент «Оплата по труду» входят заработная плата рабочих – сдельщиков, рабочих – повременщиков и зарплата руководителей. 

		Прямая сдельная зарплата рабочих бригады составит:

		

		руб. (1.35)

		
где  - месячный объем работ, т;

			- комплексная расценка (принята по фактическим данным), руб.

			Определяем сумма премии за 100% выполнения плана по формуле: 

			

			руб. (1.36)

			

			где - сумма премии, руб.;

			- прямая сдельная зарплата, руб.;

			 - процент премии за 100% выполнения плана (по существующей системе премирования на шахте).

			Определяем доплаты за ночное и вечерние время работы по формуле:

			

			руб. (1.37)

			

			где - прямая сдельная зарплата, руб.;

			 - средний процент доплат за ночное и вечернее время = .

			Доплаты бригадиру принимаем 1700 руб.

			

			,руб. (1.38) 

			

			Зарплата рабочих- сдельщиков без поясного коэффициента составит:

			

			 

			руб. (1.39)

			

			где - прямая сдельная зарплата рабочих, руб.;

			- сумма премии, руб.; - доплата бригадиру и звеньевым, руб.;

			- доплата за ночное время работы, руб.

			Зарплата рабочих-сдельщиков с поясным коэффициентом составит:

			

			руб. (1.40)

			

			где - поясной коэффициент по Кузбассу. Расчетные и исходные данные заносим в таблицу 1.6 Средняя заработная плата рабочего сдельщика составит:

			

			руб. (1.41)

			

			где - сумма зарплаты рабочих- сдельщиков,руб; - списочный состав,чел.

			

			Таблица 1.6 - Расчет зарплаты рабочих – сдельщиков, руб. 

Профессия

 Прямая 

 зарплата



Доплата за

ночные,

вечерние

 Премия



 За рук.

 бригад.



Общая зароб.пл. 

с район.к.

сдельщики 

 182833,2

 54849,96

 91416,6

 1700

 430039,69

			

			Расчет зарплаты рабочих- повременщиков.

			В фонд зарплаты рабочих – повременщиков входят: прямая зарплата, доплаты. 

			

			руб. (1.42)

			

			Расчет зарплаты определяем табличным методом, с учетом того, что каждый рабочий делает 22 выхода за месяц. 

			
Таблица 1.7 –Расчет зарплаты рабочих- повременщиков, руб.

Наимено

профес.

Тариф.

ставка



Кол-во

человек



Прямая

зарплата



Доплата

за н/в

(30%)

Премия

(40%)



Район.

коэфф



Общая зар.

плата

МПУ, II

разр.

 39,17

 7

36193,08

10857,92

21715,85

 1,3

 89396,91

ГРП,III

Разр.

 43,09

 7

39815,16

11944,55

23889,09

 1,3

98343,44

Эл.слес,

IV разр.

 48,58

 4

25650,24

 7695,07

 15390,14

 1,3

63356,08

Эл.слес,

III разр.

 43,09

 7



39815,16

11944,55

23889,09

 1,3

98343,44

Итого













349439,87

			

			Расчет зарплаты руководителей представлен в таблице 1.8

			

			Таблица 1.8 – Расчет зарплаты руководителей

Наименование

профессий 

Должнос.

оклад

 Премия

Ночные

Зарплата

с прем.

Зарплата

с район. коэфф.





 90%

 сумма







Начальник участка

 13522

 85

 11493,7



25015,7

32520,41

Заместитель начальника

 12522

 85

 10643,7



23165,7

30115,41

Помощник начальника

 11022

 85

 9368,7



20390,7

26507,91

Механик

 10522

 85

 8943,7



19465,7

25305,41

Горный масте ( 6 человек)

 9522

 85

 48562,2

 17137,8

75222

97788,6

Итого:











212237,74



Фонд заработной платы по участку составил:



руб. (1.43)


где - сумма зарплаты рабочих-сдельщиков, руб.;

	- сумма зарплаты рабочих-повременщиков ,руб.;

	- сумма зарплаты руководителей, руб.

	Себестоимость 1 т угля по элементу «Оплата по труду» составит:

	

	 руб. (1.44)

	

	где - фонд зарплаты по участку, руб.;

	 - месячный объем работ, т (м).

	

	1.5.11.2 Затраты на социальные нужды

		Затраты на социальные нужды вычисляются по формуле:

	

	 руб. (1.45)

	

	где - фонд зарплаты по участку, руб.; - коэффициент начисления на социальные нужды – 34,5%. Себестоимость 1т по элементу « Социальные нужды » вычисляется по формуле: 

	

	руб. (1.46)

	

	где - затраты на социальные нужды, руб.; - месячный объем затрат, т.

		

		1.5.11.3 Материальные затраты

		В элемент « Материальные затраты» входят все материалы, относимые полностью на себестоимость при передаче их в производство, материалы, относимые на счет « Расходы будущих периодов и затраты на электроэнергию по двухставочному тарифу ».

		Сумма погашения затрат по материалам длительного пользования определяется, как 50% их первоначальной стоимости (кабель гибкий, цепи, рештаки). 

		Расчет затрат на материалы сводится в таблицу 1.9

		

		Таблица 1.9 – Расчет затрат на материалы

Наименование

материалов

Добыча за месяц

Норма расхода на 1000 или 1т

Месячный

 расход

Цена за единицу материала, руб.

Сумма затрат, руб.

Горюче-смазочные

 13200

 1,5

 19800

 2 

 39600

Кабель гиб., м

 13200



 200

 550

 110000

Рештаки,шт

 13200



80

 1770

 141600

Цепи,шт

 13200



 200

 300

 60000

Взрыв.,веществ

 13200

 0,50

 6600

 45

 297000

Средства взрыва

 13200

 1,67

 22044

 32

 705408

Прочие материалы

 13200







 57329,82

Итого









 1410937,82

		

		Затраты на прочие материалы принимаем 15% от стоимости основных материалов.

		Расчет затрат на электроэнергию производится по двухставочному тарифу – за заявленную (установленную) мощность потребителей в кВт и за количество электроэнергии в кВт. ч. 

		Расчет ведем по следующей формуле:

		

		руб. (1.47)

		

		где - заявленная (установленная) мощность потребителей, кВт; 

		- тариф за 1 кВт в месяц, 207 руб.;

		- количество израсходованной электроэнергии, кВт.ч;

		- стоимость за 1 кВт. ч, 1,5 руб.

		Тариф за 1 кВт и 1 кВт. ч нужно взять по месту работы, принимаем по Кузбассу.

		Расчет затрат на электроэнергию в кВт. ч можно рассчитать табличным методом (см. таблицу 1.10 ).

		

		Таблица 1.10– Расчет затрат на электроэнергию

Наименова-ние

оборудова-ния

Коли-

чество

Мощн. двигт. кВт

Время работы оборудования, час

Коли-чество,

кВт. ч руб

Цена 1

кВт.ч, руб

Сумма затрат за потр.Энерг.,

руб







В смену

В месяц







Эл. Сверло 

1

1,8

2,5

300

1350

1,5

2025

Конвейер 

1

53,6

4

480

102912

1,5

154368

БГА

1

40

1,5

180

221,5

1,5

332,25

Лебедка 

1

7,5

4

480

11400

1,5

17100

Итого 



102,9





115883,5



173825,25

		

		Затраты по элементу « Материальные затраты» составят 

		Общие затраты на материалы составят:

		

		руб. (1.48)

		

		где - основные материалы, руб.; - затраты на прочие материалы, руб.; - затраты на электроэнергию по двухставочному тарифу, руб.

		  Себестоимость 1т угля по элементу « Материальные затраты» составит:

		

		руб. (1.49)

		
где  - месячный объем работ, т (м).

		

		1.5.11.4 Амортизация

		Расчет амортизационных отчислений ведется с учетом полной первоначальной стоимости применяемого оборудования (основных фондов) и норм амортизации на полное восстановление.

		Расчет ведется по следующей формуле:

		

		руб. (1.50)

		

		где  – полная первоначальная стоимость каждого вида оборудования, руб.; - годовая норма амортизации на данный вид оборудование, %;

		12 – двенадцать месяцев в году.

		Исходные и расчетные данные заносим в таблицу 1.11 

		

		Таблица 1.11 – Расчет амортизационных отчислений

Наименование 

оборудования 

Полная первонача

льная стоимость

оборудования 

Годовая норма 

амортизации,%

Амортизационные

отчисления







 Месяц 

Эл. Сверло 

 16000

 25

 333,33

БГА

 393800

 25

8204,17

Лебедка МК-7

 97620

 25

2033,75

Конвейер 

 388260

 20

6471

Итого 

895680



17042,25



Себестоимость 1т угля по элементу « Амортизация » составит:



руб. (1.51)


где - месячная сумма амортизации, руб.;

	- месячный объем работ, т.

	

	1.5.11.5 Расчет себестоимости 1т (1м выработки) по участку (по элементам затрат)

	 Себестоимость 1т угля по участку составит:

	

	руб. (1.52)

	

	где - себестоимость 1т угля по элементу « Оплата по труду», руб.; 

	- себестоимость 1т по элементу « Социальные нужды », руб.; 

	 - себестоимость 1т угля по элементу «Материальные затраты»;

	 - себестоимость 1т угля по элементу « Амортизация », руб.

	

	1.5.12 Расчет структуры себестоимости

	Исходные и расчетные данные заносим в таблицу 1.12

	

	Таблица 1.12 – Расчет структуры себестоимости

Наименование 

элементов

себестоимости

Общи затраты, руб.

Себестоимость 1т

( 1м ), руб.

Структура 

себестоимости

Оплата по труду

 991717,3

 75,13

 33,54

Социальные нужды

 342142,46

 25,92

 11,57

Материальные затраты

 1606063,37

 121,67

 54,31

Амортизация 

 17042,25

 1,29

 0,58

Итого:

2956965,38

224,01

100,00

	

	Для определения структуры себестоимости необходимо общую себестоимость (итого) принять за 100%, а каждый элемент за «Х» и из пропорции определить процент по следующей формуле:

	
%. (1.53)

	

	где - себестоимость по каждому элементу, руб.;

	- общая себестоимость, руб.

	

	1.5.13 Расчет показателей использования основных фондов

	Фондоотдача – показывает, сколько продукции в натуральном или денежном выражении приходится на рубль основных фондов или на 1000 рублей: 

	

	,т/руб. (1.54)

	

	где  - месячный объем продукции, т;

	- полная первоначальная стоимость ,руб.

	

	1.5.13.2 Фондоемкость

	Фондоемкость - показывает, сколько рублей основных фондов приходится на выпуск единицы ( обратный показатель фондоотдачи).

	

	,р/т. (1,55)

	

	1.5.13.3 Фондовооруженность

	 Фондовооруженность – показывает, сколько рублей основных фондов приходится на одного человека.

	

	р/чел. (1.56)

	
где - полная первоначальная стоимость основных фондов, руб.;

	- списочная численность (рабочих-сдельщиков и повременщиков),ч.

	

	1.5.13.4 Электровооруженность

	Электровооруженность – показывает, сколько электроэнергии приходится на одного человека и рассчитывается по формуле:

	

	кВт.ч. (1.57)

	

	 где W – количество израсходованной электроэнергии, кВт.ч. 

	

	1.5.14 Расчет условно годовой экономии

	Расчет условно-годовой экономии за счет снижения себестоимости определяется как разность между фактической себестоимостью единицы продукции по участку и расчетной (проектной) себестоимостью единицы продукции умноженной на годовой выпуск продукции. 

	

	руб. (1.58)

	

	где - фактическая себестоимость единицы продукции, руб.; 

	- себестоимость по проекту, руб.; 

	- объем работ годовой, т.

	

	Таблица 1.13 – Технико - экономических показатели

 Наименование показателя

 Величина

1. Месячная добыча,т

13200

2. Число рабочих дней в месяц 

 30

3. Списочная численность комплексной бригады, чел

 12

4. Производительность труда на выход 1 рабочего бригады, т/мес.

 55

5. Производительность труда рабочего за месяц, т/мес.

 1100

6. Трудоемкость работ, человеко-смен/ 1000 т

 2,80

7. Себестоимость 1т-всего, руб.

 224,01

В том числе по элементам :

 

7.1 Оплата по труду

 75,13

7.2 Начисление 

 25,92

7.3 Материальные затраты

 121,67

7.4 Амортизация 

 1,29

8. Фондоотдача, т/руб. 

 0,014

9. Фондоемкость, руб.

 67,85

10. Фондовооруженность, руб.

 19057,02

11. Электровооруженность, кВт ч

 2465,61

12. Условно- годовая экономия от снижения себестоимости ,руб.

8868816




Заключение



Поставленные задачи курсового проекта о применении современной организации труда, с таким расчётом, чтобы снизить себестоимость одной тонны добываемого угля и получить экономический эффект. Таким образом, в данном курсовом проекте рассмотрены следующие вопросы:

- расчет объёмов работ в очистном забое;

- расчет организации производства и труда;

- расчет производительности работающих, на выход, и за себестоимость;

- расчет себестоимости одной тонны угля.

Целью курсового проекта являлось определение организации работ в очистном забое, расчет технико-экономических показателей и условно- годовой экономии от снижения себестоимости одной тонны угля. Себестоимость одной тонны угля составляет 224,01 рублей. Снижение себестоимости может производится за счёт чёткой организации труда, экономии материалов, а увеличивается из-за производительности труда рабочих. Поэтому себестоимость при «ЩО» намного меньше, чем при других системах разработок . При этой системе объём добычи угля за месяц равен 13200 тонн, а фонд заработной платы по участку составляет 991717,3рублей. При системе разработки «ЩО» условно- годовая экономия от снижения себестоимости равна 8868816 рублей. Результаты расчётов сведены в таблицу 1.13

маркшейдер комплекс обслуживание уголь шахта




2. Специальная часть



2.1 Маркшейдерские работы по обслуживанию эксплуатационного участка

	

	2.1.1 Обязанности и права участкового маркшейдера

Обязанности и права участкового маркшейдера закреплены в «Должностной инструкции участкового маркшейдера шахты».

1 Общие положения

1.1 Участковый маркшейдер назначается и освобождается от должности генеральным директором шахты по представлению главного маркшейдера шахты. На период временного отсутствия замещается другим маркшейдером.

1.2 Участковым маркшейдером назначается лицо, имеющее специальное высшее или среднее образование по специальности «Маркшейдерское дело».

1.3 Участковый маркшейдер непосредственно подчинен главному маркшейдеру шахты.

1.4 Участковый маркшейдер выполняет все виды маркшейдерских работ в соответствии с требованиями ПБ и Инструкции по производству маркшейдерских работ.

1.5 Осуществляет съемки горных выработок и земной поверхности.

1.6 Составляет и периодически пополняет основную маркшейдерскую и обменно-графическую документацию.

1.7 Участвует в разработке перспективных годовых и квартальных планов развития горных работ, а также в разработке мероприятий по ведению горных работ вблизи и в пределах опасных зон.

1.8 Разрабатывает меры по охране зданий, сооружений и других объектов от вредного влияния горных выработок, производит построение границ безопасного ведения горных работ, барьерных и предохранительных целиков под указанными объектами, перенесение в натуру границ безопасного ведения горных выработок, после их утверждения.

1.9 Задает направления горным выработкам.

1.10 Проверяет соотношение геометрических элементов шахтного подъема и выполняет профилирование стенок и проводников вертикальных стволов.

1.11 Производит ежемесячные контрольные замеры выполненных объемов работ по прохождению и восстановлению подготовительных выработок, подвиганию очистных забоев и добычи угля, а также остатков угля на складах, недельные и декадные замеры горных работ, совместно с геологической службой контролирует полноту выемки запасов угля, определяет состояние и движение запасов и фактических потерь угля в недрах.

1.12 Участвует в работе комиссии по приемке и браковке горных работ.

2 Должностные обязанности

2.1 Выполнять все виды маркшейдерских работ на закрепленном за ним участке в соответствии с требованиями ПБ и Инструкции по производству маркшейдерских работ.

2.2 Создавать опорную сеть для съемки горных выработок, и производить съемку и замеры горных выработок.

2.3 Производить нивелировку горных выработок с составлением профилей, составлять и пополнять маркшейдерскую графическую документацию.

2.4 Переносить в натуру проекты горных выработок, сооружений, трасс и других коммуникаций.

2.5 Определять по результатам съемки и замеров объемы выработанного пространства, объемы закладки и вести учет погашения пустот и подготовительных горных выработок.

2.6 Осуществлять наблюдение за правильным ведением горных работ в соответствии с проектом, задавать направления горным выработкам и контролировать при их прохождении соблюдение проектных направлений, габаритов и профилей.

2.7 Вести наблюдение за выполнением мероприятий по обеспечению работ вблизи не действующих (старых) выработок и других опасных зон.

2.8 Производить по участкам подсчет запасов и учет эксплутационных потерь.

2.9 Участвовать в составлении календарных планов развития горных работ по участкам и контролировать их выполнение.

2.10 Принимать участие в проведении общешахтных маркшейдерских работ по поручению главного маркшейдера.

2.11 Вести специальную книгу маркшейдерских указаний, в которой фиксировать все нарушения в ведении горных работ и давать предложения по их устранению.

2.12 При посещении забоев в случае нарушения технологии выемки пласта, присечки боковых пород производить запись в путевую горного мастера и в рапорт на оплату выполняемых работ.

3 Права участкового маркшейдера

3.1 Приостановить беспроектные и неплановые горные выработки, которые проходятся с нарушением проектных направлений, сечений и профиля, с последующим сообщением главному маркшейдеру.

3.2 Приостановить горные работы при их ведении в пределах опасных зон без утвержденного проекта, с последующим сообщением главному маркшейдеру.



2.1.2 Штат специалистов маркшейдерской службы предприятия

Для выполнения маркшейдерских работ предприятие по добыче полезного ископаемого обязано иметь в своем составе маркшейдерскую службу, деятельность которой регламентируется Положением о маркшейдерской службе, утвержденное территориальными органами Госгортехнадзор России. На руководителя предприятия возлагается ответственность за укомплектование маркшейдерской службы необходимым штатом инженерно-технических работников и рабочих, автотранспортом, инструментами приборами и материалами. 

Число участковых маркшейдеров шахты рассчитывается по формуле:



 (2.1) 



	где L – плановый годовой объем проведения подготовительных выработок хозяйственным способом, км;

l – среднегодовая протяженность поддерживаемых выработок, км;

n – среднедействующее число очистных забоев по плану.

Вычисленное значение N умножаем на коэффициент Кш зависящий от горно-геологических условий. Шахта относится к II группе с коэффициентом Кш = 1,4. Для обслуживания участка карьероуправление (УКУ) необходимо 0,4 участкового маркшейдера. Для наблюдения за сдвижением горных пород и земной поверхности, за деформациями подрабатываемых зданий и сооружений, для обслуживания участков рекультивируемых земель добавляется два участковых маркшейдера.



2.1.3 Наличие качественного оборудования и принадлежностей

Для измерения горизонтальных углов в ходах полигонометрии используется теодолит Theo 010, для проложения теодолитных ходов применяется теодолит 2Т30. Для линейных измерений используются компарированные рулетки длиной 20,30,50 метров.

Для геометрического нивелирования используются нивелиры Н-10.



	2.1.4 Состояние маркшейдерской документации

В соответствии с Законом РФ «О недрах» (статья 22) пользователь недр обязан обеспечивать ведение маркшейдерской документации в процессе всех видов пользования недрами и ее сохранность.

Журналы измерений и вычислительная документация ведутся по всем видам маркшейдерских работ, выполняемых на горном предприятии. При этом используются журналы типовых форм, соответствующих виду выполняемой работы. Записи в журналах должны быть четкие. Ошибочные результаты зачеркивают, а повторные записывают в новых строках.

В журналах вычислений делаются ссылки на журналы (документы), из которых взяты исходные данные, и результаты измерений. Вычислительная документация подписывается исполнителем работ и проверяется главным маркшейдером предприятия, о чем делается соответствующая запись.

Маркшейдерская графическая документация, которая обязательно должна вестись на горном предприятии, включает:

-чертежи, отражающие рельеф и ситуацию земной поверхности (к этой группе относятся план земной поверхности территории производственно-хозяйственной деятельности горного предприятия в масштабе от 1:1000 до 1:10000, план застроенной части земной поверхности в масштабе от 1:1000 до 1:2000, план промышленной площадки в масштабе от 1:500 до 1:000, планы породных отвалов и гидроотвалов в масштабе от 1:1000 до 1:5000 и пр.);

-чертежи, отражающие обеспеченность горного предприятия пунктами маркшейдерских опорной геодезической и съемочными сетей (планы расположения пунктов маркшейдерской сети и пунктов разбивочной сети, абрисы и схемы конструкции реперов);

 -чертежи отводов горного предприятия;

-чертежи горных выработок, отражающие, вскрытие, подготовку и разработку месторождения.

Чертежи, входящие в состав маркшейдерской документации, делятся на исходные и производные.

К исходным относятся планы земной поверхности и чертежи горных выработок, которые по точности и полноте отображения объектов съемки соответствуют требованиям Инструкции по производству маркшейдерских работ. Для составления исходной документации, как правило, используют результаты съемки.

К производным чертежам относятся копии и репродукции с исходных чертежей, дополненные при необходимости специальным содержанием и предназначенные для решения текущих задач предприятия, организации. Перечень производных чертежей и требования к их изготовлению устанавливаются отраслевыми инструкциями.

Исходная маркшейдерская документация выполняется в соответствии с ГОСТами.

Исходные чертежи открытых и подземных горных выработок пополняют не реже одного раза в месяц.

Для решения различных производственно-технических вопросов, связанных с деятельностью горного предприятия, используется так называемая обменная горная графическая документация, которая составляется на предприятии.

Эта документация отражает схему вскрытия месторождения, применяемые системы разработки, динамику технологических процессов горного производства, плановое развитие горных работ, структуру, форму и элементы залегания полезного ископаемого, а также содержит различную горнотехническую и геологическую документацию.

В соответствии с указаниями по составлению чертежей обменной горной графической документации, составленными с Госгортехнадзором России 8 декабря 1992 г. и утвержденными Департаментом угольной промышленности Минтопэнерго России, в комплект обменных планов по действующим, строящимся и реконструируемым шахтам включены:

-планы промышленной площадки в масштабе 1:500, 1:1000;

-вертикальная схема вскрытия шахтного поля в масштабе 1:1000, 1:2000, 1:5000;

-план или проекция на вертикальную плоскость горных выработок по каждому пласту (слою) в масштабе 1:1000, 1:2000, 1:5000;

-план горных выработок по основным горизонтам (при разработке свиты пластов крутого падения) в масштабе 1:2000, 1:5000;

-планы околоствольных горных выработок, приемно-отправительных площадок главных уклонов и бремсбергов в масштабе 1:200, 1:500, 1:1000;

-вертикальный разрез шахтного ствола (находящегося в проходке, углубке, расширении) с геологической колонкой в масштабе 1:200, 1:500;

-план поверхности шахтного поля в пределах горного отвода в масштабе 1:5000;

-совмещенный план горных выработок в масштабе 1:1000, 1:2000.

Чертежи обменных планов составляют и пополняют маркшейдерская и геологическая службы горного предприятия.

Геологические нарушения и пояснительные разрезы к ним, структурные разрезы по пластам и вмещающим породам, участки плывунных и обводненных пород, карстовых пустот, гипсометрия почвы пласта, углы падения и мощности пластов, разведочные, водопонижающие и гидронаблюдательные скважины и другая геологическая информация на чертежах обменных планов изображается геологической службой горного предприятия.

Ответственность за полноту, достоверность, качество обменных планов и своевременность предоставления несут технический руководитель, главный маркшейдер и главный геолог шахты и соответствующие службы шахты и объединения



2.1.5 Ориентирование рабочего горизонта, результаты ориентировки

Ориентирование рабочего горизонта осуществлялось в два этапа.

1 этап. Ориентирование геометрическим способом через вертикальный ствол: ствол клетьевой и скиповой ствол.

2 этап. После проведения соединительных выработок между этими стволами была выполнена ориентировка через два вертикальных ствола. Для контроля ориентирование отдельных сторон на рабочем горизонте выполнялось гироскопическим способом. Расхождение между дирекционными углами сторон из двух ориентировок не превысила - 3´, установленного допуска. 



	2.1.6 Передача высотной отметки на рабочий горизонт, результаты передачи

Высотные отметки передаются на рабочий горизонт в горные выработки на пункты подземной опорной маркшейдерской сети, передача выполняется независимо дважды через вертикальные, наклонные, горизонтальные выработки.

Передачу высот через вертикальные горные выработки рекомендуется выполнять глубиномером, светодальномером или другими приборами и методами, в том числе по головному подъемному канату, обеспечивающими необходимую точность.

Передача высот выполняется в соответствии с требованиями руководства эксплуатации приборов.

Температура воздуха при передаче высот измеряется в начале и в конце работы на земной поверхности и на рабочем горизонте околоствольного двора.

Отчеты по нивелирным рейкам, груз–рейке и контрольной рейке фиксируются до миллиметров. Расхождение между двумя результатами или двумя превышениями допускается не более 4 мм; за конечный результат принимается среднее арифметическое.

Допустимое расхождение между двумя независимыми передачами высот по вертикальным выработкам определяется по формуле:



 (2.2)

	

	где Н – глубина шахтного ствола, м.

	
2.1.7 Подземная маркшейдерская опорная сеть рабочего гори зонта

Маркшейдерские сети в подземных горных выработках по их назначению и точности определения положения пунктов (закрепленных точек) классифицируют на подземные маркшейдерские опорные сети, съемочные сети.

Подземные маркшейдерские опорные сети являются главной геометрической основой для выполнения съемок горных выработок и решения горно-геометрических задач, связанных с обеспечением правильной и безопасной разработки месторождения полезного ископаемого.

Подземные маркшейдерские опорные сети прокладывают по капитальным горным выработкам. Исходными служат пункты, закрепленные в околоствольных выработках вблизи вскрывающих выработок, координаты которых определены в результате соединительных съемок относительно исходных пунктов на земной поверхности. 

Подземные опорные сети состоят из полигонометрических ходов, ходов геометрического и тригонометрического нивелирования, прокладываемых по главным подготовительным выработкам

Полигоны с длиной более 2 км разделяют на секции, в каждой секции число углов не должно превышать 20. Для контроля одна из сторон в каждой секции должна быть ориентирована в пространстве гироскопическим методом.

Средняя квадратическая погрешность (СКП) наиболее удаленных пунктов опорной сети относительно исходных пунктов не должна превышать 0,8 мм в масштабе плана.

Точность измерений в полигонометрических ходах характеризуется следующими показателями:

-средняя квадратическая погрешность измерения горизонтальных углов 20//;

-средняя квадратическая погрешность измерения вертикальных углов 30//;

	-средняя квадратическая погрешность гироскопического ориентирования не более 1/.

 Расхождение между двумя измерениями длины линии светодальномерами должно быть не более 10 мм, стальными рулетками - 1:3000 длины стороны. [ ].



2.1.7.2 Развитие плановой опорной сети и способы контроля

Развитие плановой опорной сети для обеспечения маркшейдерских съемок на участке заключено в проложении полигонометрических ходов от ствола по выработкам околоствольного двора, основным подготовительным выработкам.

По мере подвигания горных выработок, подземную опорную сеть периодически пополняют. Пункты полигонометрических ходов не должны отставать от забоев выработок больше чем на 500 м в масштабе 1:2000, и на 300 м в масштабе 1:1000. 

Пополнение сети допускаются не более 3 раз, при этом общая протяженность пополнительных участков сети не должна превышать 1,5 км.

При ведении горных работ вблизи утвержденных опасных зон, и затопленных выработок, удаление пунктов полигонометрических ходов от забоев подготовительных выработок не должно превышать 30 метров, а при проходки выработок 50 метров к указанным границам, и 150 метров при проведении выработок вдоль границы зоны. 

По мере развития горных работ опорные сети при необходимости реконструируют. 

После реконструкции опорной сети изменение в положении пунктов полигонометрии, наиболее удаленные от точек центрирования не должно превышать 1,2 мм на плане, а при разработке свиты крутых пластов 1,5 мм. В случае превышения указанных допусков, ранее выполненные съемки в пределах действующих горных выработок подлежат перевычислению.


2.1.7.3 Закрепление пунктов

Вершины углов полигонов в горных выработках закрепляются в зависимости от их положения и назначения. При выборе мест закрепления пунктов теодолитной съемки руководствуются следующими общими требованиями: 

		взаимная видимость смежных пунктов;

		наибольшее расстояние между смежными пунктами;

		длительная сохранность пунктов;

		удобные и безопасные условия для измерений.

Постоянными знаками закрепляются пункты, входящие в опорные сети, называемые постоянными. Они устанавливаются в местах, обеспечивающих полную их сохранность. Этому требованию, как правило, удовлетворяют капитальные горные выработки, пройденные в коренных породах. Следует избегать установки постоянных пунктов в тех выработках, которые в данный момент находятся или в ближайшее время будут находиться в зонах опорного давления. Закладываются они в околоствольном дворе, в главных откаточных штреках и в других горных выработках длительного срока службы группами по 3 – 4 пункта в смежных вершинах полигона, что обеспечивает возможность контроля их стабильности путем повторного измерения угла. Группы постоянных пунктов закладываются через 300 – 500 м друг от друга, расстояние между смежными пунктами должно быть не менее 50 м. В случае неустойчивых пород, группы постоянных пунктов закладываются по мере возможности.

Постоянные пункты закрепляются в почве или кровле выработки в зависимости от состояния пород. Конструкция пунктов может быть различной. При закреплении постоянного пункта в почве выработки, что следует делать только при неустойчивой кровле, над пунктом в верхняке крепи забивают временный знак. Последний служит лишь для обеспечения отыскивания постоянного пункта, но не для центрирования под ним теодолита или сигнала.

В ряде случаев постоянные пункты закладываются в стенки или боках выработок и называются боковыми постоянными пунктами. Конструкция их центров может быть разной. 

При закладке постоянного пункта составляется эскиз его местонахождения и способа закрепления, который воспроизводится в журнале вычислений координат полигонов.

Временными знаками закрепляются все пункты подземных теодолитных полигонов (ходов), кроме тех, которые избраны для закрепления постоянными. Конструкция знаков временных маркшейдерских пунктов в выработках может быть весьма разнообразной: без крепи, в верхняках деревянной крепи, в деревянных пробках, в выработках с металлической или штанговой крепью.

Напротив каждого постоянного или временного знака на стойках крепи устанавливаются марки с обозначением порядкового номера пункта. В горных выработках, закрепленных бетоном, металлом или пройденных без крепления, номер пункта надписывается на стенке выработки масляной краской. Порядок нумерации для каждой шахты устанавливает главный маркшейдер; повторение номеров на одной и той же выработке недопустимо.

По своей конструкции ходы полигонометрии делятся на: замкнутые, разомкнутые, висячие.

Висячие ходы полигонометрии, которые ориентируются только на 1 пункт с «твердыми» координатами или на 1 «твердый» дирекционный угол, как показано на рисунке 2.1





Рисунок 2.1 - Схема висячего хода


Схема замкнутого хода показана на рисунке 2.2





Рисунок 2.2 – Схема замкнутого хода



Схема разомкнутого хода показана на рисунке 2.3





1

Рисунок 2.3 – Схема разомкнутого хода



Несвободные ходы полигонометрии – это разомкнутые ходы с полным контролем в дирекционных углах и координатах, как показано на рисунке 2.4





Рисунок 2.4 – Схема несвободного хода полигонометрии



Типы центров показаны на рисунке 2.5 




Рисунок 2.5 – Типы центров : а – постоянный, б - временный



В условиях ООО «Шахта «Киселевская» закрепление пунктов подземной полигонометрии осуществлялось, как показано на рисунке 2.5



2.1.7.4 Методика угловых и линейных измерений

При проложении подземных полигонометрических ходов применяются теодолиты со среднеквадратической погрешностью измерения горизонтального угла не более 15//. В выработках с углом наклона менее 300, горизонтальный угол измеряют одним полным приемом или повторением.

Расхождение между βк и βизм не должно превышать 45//. Расхождение между значениями углов в полуприемах не должно превышать 1/. Расхождение между значениями углов в приемах должно быть не более 1/30//.

Длины сторон в полигонометрических ходах измеряют стальными компарированными рулетками, светодальномерами и другими приборами, обеспечивающих необходимую точность. Стальные рулетки должны быть прокомпарированы с относительной погрешностью не менее 1/15000.

Линейные измерения выполняют при постоянном натяжении мерного прибора, равным натяжению при компарировании. Силу натяжения фиксируют динамометром. Температуру воздуха учитывают в том случае, если изменение ее относительно температуры компарирования превышает 50. Стороны ходов измеряют дважды, в прямом и обратном направлениях. Отсчеты берут до миллиметров, каждый интервал измеряют дважды. Расхождение между двумя измерениями интервала не должно превышать 5 мм. Разрешается измерять линии в одном направлении: со смещением полотна рулетки при повторном измерении.

В условиях ООО «Шахта «Киселевская» измерение горизонтальных углов в подземной полигонометрии осуществляют теодолитом Тheo 010 одним полным приемом, длины линий стальной компарированной рулеткой с натяжением от динамометра. При измерении длин фиксируется температура окружающего воздуха. [ ], [ ].



2.1.7.5 Камеральная обработка и уравновешивание сетей подземной полигонометрии

В задачу обработки результатов подземной полигонометрии входят вычисление координат пунктов теодолитных ходов и оценка точности их определения на соответствие требованиям, предъявляемым к подземным опорным и съемочным плановым сетям.

Порядок камеральной обработки:

		 обработка полевых журналов;

		 обработка длин сторон хода;

		 обработка горизонтальных углов;

		 вычисление и уравнивание приращений координат;

		 Определение координат точек хода.

	Вычисление средних значений измеренных углов выполняют дважды, затем сравнивают их с результатами измерений, в случае обнаружения ошибки ее устраняют.

	Обработка измеренных длин сторон производится в специальном журнале с введением в длины необходимых поправок:

		 поправка за компарирования вычисляется по формуле: 



 (2.3)


где тк – средняя квадратическая погрешность компарирования, м;

l – длина линии, м;

L – длина рулетки, м;

– поправка за температуру вычисляется по формуле:



 (2.4)

	

	где α – коэффициент линейного растяжения полотна рулетки;

t – температура воздуха при измерении, г;

t0 – температура воздуха при компарировании, г;

- поправка за температуру вычисляется в том случае если разность температур при измерении и компарировании более 50С;

		 поправка за натяжение полотна рулетки вычисляется по формуле:



 (2.5)

	

	где р – натяжение полотна рулетки при измерении, кг;

р0 – натяжение полотна рулетки при компарировании, кг;

Е – модуль упругости полотна рулетки;

S – площадь поперечного сечения полотна рулетки, м2;

	 поправка за струну провеса вычисляется по формуле:



 (2.6)

	

	где f – струна провеса, м.

Таким образом, исправленная длина линии вычисляется по формуле:



  (2.7)


где lи – измеренная длина стороны, м.

Поправки lk, lt, lp, lf в измеренные длины сторон вводят при построении подземных опорных сетей и сетей съемочного обоснования, используемого при пополнении опорных сетей, а также при маркшейдерском обеспечении решения ответственных инженерных задач.

Горизонтальное проложение вычисляется по формуле:



 (2.8)

	

	где δ – угол наклона стороны, г.

В ряде случаев необходимо получить исправленное горизонтальное проложение, вычисляемое по формуле:



 (2.9)

	

	где ΔН, Δу – поправка соответственно за приведение к поверхности референц-эллипсоида и на плоскость Гаусса–Крюгера,м.

Поправка за приведение к поверхности референц–эллипсоида Красовского вычисляется по формуле:



 (2.10)

	

	где Н – абсолютная высота измеряемой стороны SB, м;

R – средний радиус Земли, м.

Поправка за приведение к плоскости Гаусса–Крюгера вычисляется по формуле:



 (2.11)


где у – ордината средней точки данной стороны хода, м;

SB – длина горизонтальной проекции стороны, м.

Поправки за приведение к поверхности референц–эллипсоида Красовского и плоскости Гаусса–Крюгера вводятся в том случае, если их сумма превышает 1/15000 длины измеряемой линии.

Проверенные средние значения углов и горизонтальные проложения длин сторон записывают в ведомости вычисления координат. Фактическую угловую невязку f находят как разность между суммой измеренных углов ∑βi и теоретической суммой углов в полигоне по приведенным формулам в зависимости от формы полигона и способа его привязки.

Вычисление фактической угловой невязки в замкнутом полигоне производится по формуле:



 (2.12)

	

	где г.м.с.;

г.м.с.



Вычисление фактической угловой невязки в разомкнутом полигоне производится по формуле:



 (2.13)

	

	где – дирекционный угол конечной стороны хода, г.м.с;

– дирекционный угол начальной стороны хода, г.м.с;

п – количество точек в ходе.

Вычисление фактической угловой невязки в «висячем» полигоне производится по формуле:



 (2.14)

	

	где ´– дирекционный угол конечной стороны хода первого хода, г.м.с;

´´– дирекционный угол конечной стороны хода второго хода, г.м.с;

Фактическая угловая невязка полигона не должна превышать допустимой величины. В этом случае она распределяется поровну на каждый измеренный угол с обратным знаком. Допустимая угловая невязка в замкнутых полигонах определяется по формуле:



 (2.15)



где t – точность измерения горизонтальных углов, с.

Допустимая угловая невязка в висячих полигонах определяется по формуле:



, (2.16)



Допустимая угловая невязка в разомкнутых полигонах определяется по формуле: 



	, (2.17)



Если фактическая угловая невязка не превышает установленный допуск, то фактическая угловая невязка распределяется поровну на все углы со знаком противоположным знаку невязки.

Исправленные горизонтальные углы вычисляются по формуле:



 (2.18)



Дирекционный угол каждой последующей стороны хода вычисляют по дирекционному углу предыдущей стороны и измеренному горизонтальному углу по следующей формуле:



 (2.19)

	

	где +1800 – если меньше1800;

	– 1800 – если больше1800;

	+β – если βлев;

– β – если βправ;

 – дирекционный угол предыдущей стороны хода, г.м.с.

Так как угловая невязка распределена, то в результате вычисления дирекционных углов хода должен быть получен безошибочный исходный дирекционный угол в замкнутом полигоне или дирекционный угол конечной исходной стороны в разомкнутом полигоне, что служит контролем вычислений.

Вычисление румбов производят по следующим формулам:



 (2.20)



Вычисление приращений координат пунктов полигона выполняется по формулам: 


 (2.21)

	

	где S – горизонтальное проложение стороны хода, м.

Вычисление абсолютной линейной невязки по осям вычисляется по формулам:



		 для замкнутого хода:



 (2.22)



– для разомкнутого хода:



 (2.23)

	

	где хн, ун – координаты начального пункта хода, м;

хк, ук – координаты конечного пункта хода, м.

	для висячего хода:



 (2.24) 



где хк, ук – координаты конечного пункта первого хода, м;

хк, ук – координаты конечного пункта второго хода, м.

Вычисление общей абсолютной невязки в ходе:


 (2.25)



Относительную линейную невязку хода получают по формуле:



 (2.26)



где Р – периметр хода, м.

Допустимая линейная невязка для замкнутого хода подземной полигонометрии составляет:



 (2.27)



Если относительная линейная невязка меньше или равна допустимой линейной невязке, то длины в ходе измерены с достаточной точностью. Если условие выполняется, то абсолютные невязки по осям распределяют пропорционально длинам сторон со знаком противоположным знаку невязки.

Поправки по осям вычисляют по формулам:



 (2.28)



Контроль определения поправок:



 (2.29)



Вычисление исправленных приращений координат:


 (2.30)



Контроль:

	замкнутый полигон



 (2.31)



	разомкнутый полигон:



 (2.32)



Координаты вершин хода вычисляются по формулам:



 (2.33)



Контроль вычисления координат:

		замкнутый полигон – координаты исходного пункта заданные и вычисленные равны;

		разомкнутый полигон – координаты конечного пункта заданные и вычисленные равны;

		висячий полигон – координаты конечного пункта первого и второго ходов равны.

Вычисление приращений и координат выполняют с точностью до миллиметров. 

Уравнивание полигонометрических ходов выполняют раздельно, т.е. сначала уравнивают угловые измерения, затем приращения координат.

Уравнивание проложенных дважды висячих ходов заключается в определении средних значений дирекционных углов общих сторон и координат общих пунктов (участки хода между общими пунктами уравнивают как отдельные ходы).

В журнале вычисления должны быть указаны: название горной выработки, дата выполнения съемки, номер и страницы журнала, в котором велись записи по съемке; журнал должен быть снабжен схемой или абрисом снимаемых горных выработок. [ ], [ ], [ ].

Пример расчетов приведен в таблице 2.1






2.1.7.6 Высотная опорная сеть

Подземные маркшейдерские высотные опорные сети состоят из ходов геометрического и тригонометрического нивелирования, прокладываемых по главным и подготовительным выработкам.

Геометрическое нивелирование выполняется по выработкам с углом наклона до 50. Тригонометрическое нивелирование - по наклонным выработкам, допускается производить одновременно с проложением полигонометрического хода. 

До начала нивелирования проверяется устойчивость реперов, используемых в качестве исходных. Допустимая разность между контрольным превышением и ранее определенным между исходными реперами - не более 15 мм при определении превышений техническим нивелированием.

При определении высот тригонометрическим нивелированием, вертикальные углы измеряют теодолитами со средней квадратической погрешностью измерения вертикального угла не более 25// в прямом и обратном направлениях. Расхождение значения место нуля допускается не более 1/30//.

Стороны хода измеряются в соответствии с требованиями для линейных измерений в подземных полигонометрических ходах. Высота инструмента и сигналов измеряются рулеткой дважды, отчеты берут с точностью до миллиметров.

Разность превышений для одной и той же линии допускается не более 0,0004.

Для ходов тригонометрического нивелирования допустимая невязка рассчитывается по формуле:



 (2.34)



где L – длина нивелирного хода, км.

При техническом нивелировании прокладываются замкнутые ходы или висячие в прямом и обратном направлениях. Расстояние между нивелиром и рейками допускается не более 100 м. отчеты по рейкам берутся до миллиметров; расхождение в превышениях на станции, определенных по черной и красной сторонам реек или при двух горизонтах инструмента допускается не более 10 мм.

Допустимая невязка технического нивелирования рассчитывается по формуле:



 (2.35)



Уравнивание замкнутых нивелирных ходов выполняется путем распределения поправок в превышениях, взятых с обратным знаком невязки, пропорционально числу станций или длинам сторон хода. За окончательное значение высоты пункта, определенного из ходов разной длины, применяется весовое среднее, считая веса обратно пропорциональными длине ходов или числу штативов в ходе.

В условиях ООО «Шахта «Киселевская» для проложения ходов геометрического нивелирования по главным и подготовительным выработкам используются нивелиры 3Н–3КЛ и рейки РН3. [ ].



2.1.8 Съемочные сети

Съемочные сети опираются на пункты подземной полигонометрии. Съемочные сети представляют собой замкнутые, разомкнутые и висячие ходы. Съемочные сети прокладываются по подготовительным, нарезным и очистным выработкам.

Положение пунктов съемочных сетей определяется в результате пополнительной теодолитной съемки по мере подвигания выработки или после ее завершения. 

Отставание пунктов теодолитного хода от забоя подготовительной выработки допускается не более:

		в выработке проводимой по проводнику – 50 м;

		в выработке по направлению – 100 м.

При проведении выработки у границы опасной зоны, вдоль нее или непосредственно в ней, отставание пунктов не должно превышать 20 м.

Высота пунктов съемочной сети определяется тригонометрическим и геометрическим нивелированием технической точности. [ ].



2.1.8.2 Закрепление пунктов

Пункты съемочной сети закрепляются как временные пункты подземной полигонометрии, как показано на рисунке 2.5



2.1.8.3 Методика угловых и линейных измерений

В съемочных сетях измерения углов выполняется теодолитами технической точности. Центрирование теодолита и сигнала выполняется с помощью шнуровых отвесов. В выработках с углом наклона до 300 углы измеряются одним полным приемом или повторением. Расхождение между контрольным и измеренным углом не должно превышать 1/30//. Расхождение в полуприемах не должно превышать 2/. В выработках с углом наклона более 300 горизонтальные углы измеряют двумя приемами, начальный отсчет во втором приеме меняется приблизительно на 1800. расхождение между значениями углов в приемах не должно превышать.

При измерениях длин в съемочных сетях допускается натяжение рулеток без динамометра. Длина линий измеряются дважды. Отсчеты берут до миллиметров. Допустимое расхождение между двумя измерениями сторон не должно превышать 1/1000 измеряемой длины стороны хода.

В условиях ООО «Шахта «Киселевская» в съемочных сетях измерение углов выполняется теодолитами 2Т30, а измерение длин линий стальной компарированной рулеткой. Измерение горизонтальных углов производится 1 полным повторением и 1 полным приемом.



2.1.8.4 Определение высотных отметок пунктов съемочной сети

Определение высотных отметок пунктов съемочной сети осуществляется с помощью тригонометрического нивелирования.

До начала нивелирования проверяют устойчивость реперов, используемых в качестве исходных. Допустимая разность между контрольными превышениями и ранее определенными превышениями между исходными реперами не более 15 мм.

Тригонометрическое нивелирование выполняют одновременно с проложением теодолитных ходов. Вертикальные углы измеряют одним приемом в прямом и обратном направлениях или в одном направлении с изменением высоты сигнала перед вторым измерением. Схема тригонометрического нивелирования представлена на рисунке 2.6





δ

l

Рисунок 2.6 – Схема тригонометрического нивелирования



В теодолитных ходах при передаче высот тригонометрическим нивелированием должны соблюдаться следующие требования:

		расхождение значений места нуля в начале и конце хода не более 3/;

		расхождение между двумя определениями высоты теодолита или сигнала не более 10 мм;

		разность в превышениях одной и той же стороны не более 1/1000 ее длины.

	Допустимая высотная невязка хода вычисляется по формуле:

	
 (2.36)



Нивелирные ходы уравнивают распределением невязок пропорционально длине сторон хода, отметки округляют до сантиметров. [ ], [ ].



2.1.8.5 Камеральная обработка и уравновешивание съемочных сетей

Камеральная обработка съемочной сети аналогична камеральной обработке сетей подземной полигонометрии. В измеренную длину линии теодолитных ходов вводят поправки за компарирование и температуру в том случае, если они в сумме превышают 1:5000 длины измеряемой линии.

Пример камеральной обработки приведен в таблице 2.2






Относительные линейные невязки не должны превышать в замкнутых теодолитных ходах 1:1500; в разомкнутых и дважды проложенных – 1:1000. 

Уравнивание ходов съемочных сетей выполняют раздельным способом в соответствии с Инструкцией по производству маркшейдерских работ. Значения координат можно округлять до сантиметров, дирекционных углов в теодолитных ходах – до 10//. [ ].



2.1.9 Съемочные работы

Маркшейдерские работы при проведении нарезных и очистных выработок в выемочных участках и очистных блоках называют съемочными работами.

Они являются одной из важнейших задач маркшейдерской службы. Срок службы нарезных и очистных выработок небольшой. 

От оперативной и правильной съемки во многом зависит нормальная производственная деятельность горного предприятия, обеспечение безопасного ведения горных работ, полнота выемки полезного ископаемого из недр.

По результатам маркшейдерских работ в нарезных и очистных выработках повсеместно решают такие горнотехнические задачи, как уточнение формы, свойств и условий залегания залежи и вмещающих пород; планирование подготовительных и очистных горных работ; перенесение проектного положения выработок в натуру и задание им направлений; контроль правильности проведения горных выработок и т.п.

Объектами маркшейдерской съемки являются все горные выработки, характерные точки и капитальные сооружения в них, элементы геологического строения месторождения и вмещающих пород, элементы горного давления.

Съемку подробностей производят одновременно с проложением теодолитных ходов.


2.1.9.2 Съемки подготовительных горных выработок

Съемку нарезных выработок выполняют от ближайших пунктов и сторон маркшейдерской съемочной сети путем замеров стальными или тесьмяными рулетками или тахеометрическим способом. Линейные измерения выполняют на уровне среднего сечения выработки с точностью до 1 дм вчерне и до 1 см – в свету.

Все детали съемки отражают на эскизах в специальном журнале или журнале угловых измерений. При контроле соблюдения проектного сечения выработки основные ее размеры измеряют до сантиметров. Для отражения на маркшейдерских планах динамики процесса горного производства во времени съемку ведут систематически в установленные сроки, иногда по декадам, но не реже одного раза в месяц, а также на момент завершения проходки выработки. Измеряют объемы горно–подготовительных и очистных работ, определяют подвигание забоя, его ширину и высоту. 



2.1.9.3 Съемка очистных забоев

Съемку очистных забоев или замер выработанного пространства выполняют по состоянию на первое число каждого месяца. В зависимости от вида очистных забоев и горнотехнических условий положение очистных забоев определяют съемкой (теодолитом, угломерной, буссольной) или замерами рулеткой от ближайших пунктов съемочной сети. Наряду со съемкой очистных забоев производят замеры мощности залежи и других элементов.

Съемка очистных забоев обязательно сопровождается эскизными зарисовками. На эскизе отображают степень выработанности смежных боковых участков, замеряют и записывают размеры целиков, отмечают места завалов, прорыва плывунов, очаги возникновения пожаров, внезапных выбросов газов и другие подробности, представляющие интерес с точки зрения техники безопасности; замеряют места, где производится закладка выработанного пространства, а также бутовые штреки, элементы залегания, мощность залежи и ее изменение по простиранию и падению, элементы геологических нарушений. Структуру залежи замеряют в характерных местах и в местах резкого ее изменения. На структурных разрезах залежи изображают все пачки полезного ископаемого, породные прослойки, ложную почву и кровлю, надписывают размеры (мощности) пачек и прослоев, указывают, какие породные прослойки, и пачки полезного ископаемого вынимаются, и какие остаются не вынутыми или отсортировываются у забоя, подчитывают и отмечают общую, полезную и выемочную мощность залежи. Участки потерянного полезного ископаемого по мощности и потери отбитого полезного ископаемого также замеряют.

Рулеточный замер сводится к линейным измерениям по ходу, привязываемому к пунктам маркшейдерской основы. Повороты по ходу делают под прямым углом на глаз, подробности – по методу ординат. Данные рулеточного замера контролируют линейной привязкой точек хода к попутным точкам и предметам, определенным ранее из съемок при помощи угломерной съемки. [ ].

Схема съемки приведена на рисунке 2.7





Рисунок 2.7 – Схема замера горных работ


2.1.10 Маркшейдерские работы при подготовке участка к добыче

Направление горизонтальным и наклонным выработкам задают вдоль осей, по углам поворота и уклонам. Задать направление в горизонтальной плоскости означает вынести и закрепить линию, соответствующую оси или параллельную ей.

Перед спуском в шахту маркшейдер выписывает в полевой журнал значение горизонтального угла на предпоследней точке и длину последней стороны. В журнал выписывается также значение угла направления, которое определяется графическим или аналитическим способом.

Спустившись в шахту, маркшейдер проверяет положение последнего пункта, измерением на предпоследней точке горизонтального угла и расстояния между последними точками, и сравнивают их с выписанными. Расхождения при этом не должны превышать 1/30// для угла и 1/1000 для длины. Если условие выполняется, то последний пункт не изменил свое положение.

Устанавливают теодолит на последней точке, приводят инструмент в рабочее положение. На лимбе горизонтального круга устанавливаем отчет равный 0000/00// (вертикальный круг слева), визируют на левое направление, открепляют алидаду и поворачивают верхнюю часть теодолита до тех пор, пока на лимбе горизонтального круга не появится отсчет равный углу направления. Алидаду закрепляют и на ближайшей к забою раме крепи вывешивают отвес, точку С1. Повторяют действия при вертикальном круге справа и закрепляют точку С2. Расстояние между точками С1 и С2 делят пополам и закрепляют точку С. Для контроля измеряют горизонтальный угол и сравнивают с заданным углом направления. Допустимое расхождение между измеренным и заданным углом направления не должно превышать 2/.

Если условие выполняется, то направление 1650 – С закрепляют еще не менее чем двумя отвесами по методике «на себя». Расстояние между отвесами принимают: для шнуровых 2 – 3 м, для светящих не менее 10 м. Горнякам сообщается величина скобы (расстояние от отвеса до ближайшего борта выработки). Контроль за соблюдением заданного направления сводится к систематическому промеру фактической скобы и сравнении ее с заданной. Расхождение не должно превышать 5 см.

Задать направление в вертикальной плоскости означает вынести и закрепить в выработки линию или плоскость под проектным углом наклона. Направление может быть задано нивелиром.

Перед спуском в шахту маркшейдер выписывает в полевой журнал исходные данные.

Спустившись в шахту, маркшейдер проверяет неизменность положения последних пар реперов. Для этого определяют превышение между последними парами реперов и сравнивают с результатами из предыдущей съемки, расхождение не должно превышать 10 мм. 

Намечают последующие пары реперов через 10-15 м.

Устанавливают нивелир между реперами и приводят его в рабочее положение. Отмечают горизонт инструмента на намеченных рамах крепи по обоим бортам. Измеряют расстояние от визирного луча до исходного репера (а). Определяют расстояние от горизонта инструмента до последующих реперов по формуле и отмечают краской на крепи.



 (2.37)



Горникам сообщается величина скобы – это расстояние от репера до головки рельса по вертикали.

В условиях ООО «Шахта «Киселевская» задание направления горным выработкам в горизонтальной плоскости осуществляется теодолитами 2Т30,в вертикальной плоскости осуществляется нивелирами Н-10, а измерение длин линий стальной рулеткой. Направления закрепляют шнуровыми отвесами. Задание направления горным выработкам в горизонтальной и вертикальной плоскостях представлено на листе 2 графической части проекта.


2.1.10.2 Маркшейдерский контроль за проведением горных выработок

Маркшейдерский контроль за проведением горных выработок осуществляется путем периодического их осмотра, замеров горизонтальных и вертикальных съемок. Если при маркшейдерском контроле обнаружено, что выработка проводится не по проекту, то маркшейдер должен остановить работы для исправления допущенных отклонений от проектного задания.

Важное значение имеет также контроль за соблюдением проектного сечения выработки и паспортных характеристик крепления, так как превышение проектных сечений приводит к удорожанию проходки и поддержания выработок; занижение сечений, особенно в откаточных выработках, может быть причиной аварии и несчастных случаев. При контроле за соблюдением проектного сечения выработки и паспортных характеристик ее крепления обращается особое внимание на соблюдение проектных расстояний между стенками выработки, как показано на рисунке 2.8



 

Рисунок 2.8 – Схемы съемки сечения выработок

Для исправления допущенного искривления выработки в горизонтальной плоскости, прежде всего, производят детальную съемку искривленного участка. По результатам съемки составляют план выработки в крупном масштабе (1:100 –1: 200), на котором намечают ее новую конфигурацию. По составленному проекту графически определяют нормальное расстояние от сторон подземного хода до новой оси выработки.



2.1.11 Замер горных работ

Замеры горных выработок, их документация составляют значительную часть в общем объеме маркшейдерских работ на горном предприятии. Замеры осуществляются от съемочных сетей, их производство главным образом связано с выполнением съемок пониженной точности.

В результате замеров получают данные, необходимые для пополнения и детализации маркшейдерской графической документации, определения и контроля объемов выполнения горных работ, контроля оперативного учета добычи полезного ископаемого, учета потерь и разубоживания полезного ископаемого при добыче, управление запасами и т.д.

Посредством замеров контролируется правильность ведения некоторых видов горных работ – соблюдение требований паспортов крепления подготовительных и очистных выработок, а также размеров целиков около подготовительных выработок и т.д.

Необходимость в замерах возникает в связи с тем, что съемочные сети создаются с отставанием от непрерывно подвигающихся забоев горных выработок и не дают необходимого представления о положении и состоянии горных выработок на отчетный период.

Кроме того, ряд данных, необходимых для работы горного предприятия, может быть получен в результате линейных измерений меньшей точности, например, определение положения и размеров целиков, мест засечки нарезных выработок и т.п. Периодичность замеров определяется потребностями производства и регламентируется нормативными отраслевыми документами, например, месячные замеры.



2.1.11.2 Замер подготовительных горных выработок

Производство замеров в подготовительных горнах выработках включает:

		измерение длины и подвигания выработок с целью определения и контроля объема выполненных горно-подготовительных работ;

		измерение длины линий забоев и контроль соответствия фактических сечений подготовительных выработок проектным сечениям;

		определение положения и размеров нарезных выработок и целиков с последующим использованием этих данных для пополнения планов горных выработок, подсчета потерь и т.д.;

		определение положения и элементов залегания геологических контактов (напластования, тектонических разрывов, трещинноватости) структуры пласта и других геологических объектов.

	Порядок выполнения работ:

		составление эскиза выработки и забоя;

		измерение длины выработки и определение ее подвигания за отчетный период;

		измерение длины линии забоя, мощности пласта;

		измерение линейных элементов поперечного сечения выработки.

	Содержание эскиза:

		положение исходных точек и расстояний от них до забоев по предыдущему замеру;

		наименование горных выработок и их замеры;

		мощность пласта и зарисовка структуры пласта;

		места и данные измерения элементов залегания пласта;

		места обрушений, опасные очаги и зоны.

Результаты замера заносят в замерную книжку, результаты обработки в Книгу замеров.

Положение указанных объектов определяется относительно мест пересечения выработок, точек теодолитной съемки или от специальных замерных точек, отмеченных в натуре тем или иным способом (краской, металлическими пластинками и др.) в зависимости от вида крепления. Положение этих замерных точек, в свою очередь, устанавливается путем измерения рулеткой их отставаний от ближайших точек теодолитной съемки.

В отчетные периоды от замерных или опорных точек тесьмяной или металлической рулеткой измеряется расстояние до забоя выработки по полезному ископаемому и породе, до последней рамы крепи и до конца уложенных откаточных путей. Разность результатов измерений на конец и начало отчетного периода дает величину подвигания забоя выработки за отчетный период по полезному ископаемому и породе, приращение длины закрепленной части выработки и откаточных путей. Пусть L1 и L2 – расстояние забоя выработки соответственно на начало и конец отчетного периода, тогда подвигание забоя за отчетный период будет в виде:



, (2.38)



Одновременно на составляемом эскизе показывают расстояния до соседних выработок, пересекающих данную; положение нарезных выработок; положение и размеры целиков; положение и характеристику геологических объектов и т.д.

По данным замеров и документации на маркшейдерский план горных выработок наносятся в карандаше не только второстепенные выработки и связанные с ними детали, но и подвигание не основных подготовительных выработок, в результате съемок уточняется конфигурация замеренных участков основных выработок на плане и затем закрепляется тушью. При замерах значительное внимание уделяется контролю соответствия фактических сечений подготовительных выработок проектным. На закрепленных участках сечение выработок измеряется вчерне и в свету. При этом в выработках трапециевидного сечения измеряются: высота h0 от кровли до почвы выработки, высота h от верхняка до головки рельсов, ширина А вчерне и ширина а в свету по низу верхняка, ширина С вчерне с в свету на уровне кромки вагонетки, ширина В вчерне и b в свету на почве выработки, величина зазоров r между стойками и верхней кромкой вагонетки. Кроме того, измеряются зазоры между крепью и стенками выработки, расстояния от головки рельсов до контактного провода.

На незакрепленных участках подготовительной выработки измеряется ее ширина (вверху, внизу, посередине) и средняя высота. В случае выхода сечения выработки за пределы залежи, измеряется длина обнажения залежи в забое (включая раскоску) и мощность залежи.

В случае обнаружения недоступных отклонений сечения и уклона от проектных значений выработка бракуется. 

Замеры и контроль сечений подготовительных выработок криволинейного очертания производится разными способами, обычно полярным или способом линейных засечек. При наличии необходимого оборудования может быть использован в этих целях фотоаппарат со щелевой камерой.

При полярном способе используется рулетка и градуированный полукруг (тип транспортира), закрепленный на вертикально установленной распорной стойке на высоте h по оси выработки. Измерение сводятся к измерению рулеткой расстояний от центра полукруга до периметра выработки и угла наклона полотна рулетки в разных ее положениях. По высоте центра h полукруга, измеренным расстояниям li и их углам наклона δi определяется фактическое сечение выработки.

Способ линейных засечек сводится к измерению расстояний l1 и l2 в каждой засечке до определяемой точки контура выработки от произвольно выбранных точек. По высоте h последних относительно почвы выработки и совокупности расстояний l1 и l2 строится фактическое сечение выработки.

Помимо замеров сечений вновь проводимых выработок маркшейдер совместно с представителями технадзора, ответственными за состояние горных выработок, контролирует состояние эксплутационных главных подготовительных выработок. Этот контроль сводится к выборочному замеру сечений выработки, проверке состояния крепи и чистоты выработок, к съемке сечений в местах вывалов породы и проверке сечений после перекрепления выработок, а также к выборочной проверке уклона откаточных тупей и т.д.

Мощность и структура залежи являются основными ее показателями, используемыми при решении многих производственных задач, поэтому их оценке при замерах уделяется большое внимание. При этом часто в расчетах используется мощности залежи по характерным направлениям: по нормали m к залежи, по горизонтальному направлению mг вкрест простирания залежи и по вертикали mв. Для пластовых залежей наибольшее интерес представляет нормальная мощность m, связанная с горизонтальной (вкрест простирания) mг и вертикальной mв следующей зависимостью:



, (2.39)



где δ – угол падения пласта, г.

В случае значительной мощности залежи непосредственное измерение нормальной мощности затруднено, поэтому ее определяют косвенно, при этом исходной является измеренная мощности mизм залежи вдоль секущей выработки или обнажения. Вертикальная мощность mв залежи в данной точке является величиной постоянной в любом вертикальном разрезе т устанавливается в разрезе, проходящем через секущую выработку. Если известна вертикальная мощность и угол падения залежи, то искомую нормальную мощность m находят по формуле (2.39). [ ], [ ].

Целью производства замеров в очистных и нарезных выработках является определение длины линий очистных забоев, их подвигания за отчетный период и выявления деталей очистного пространства с целью получения необходимой информации для пополнения планов, контроля паспортов крепления очистных выработок, подсчета добычи полезного ископаемого, потерь и т.д. Положение очистных забоев определяют рулеточным замером от пунктов съемочной сети. погрешность определения длины линии забоя, подвигания и высоты выработки не должны превышать 1:100. положение очистного забоя при крутом падении с выемкой полезного ископаемого по простиранию определяют путем измерения расстояний от забоя до пунктов, расположенных в штреках верхнего и нижнего горизонтов.

Замеры и съемки очистных забоев и нарезных выработок сопровождаются составлением детального абриса по каждой выработке. К ним относится положение и размеры оставленных целиков; сведения о креплении и поддержании выработанного пространства; характеристика залегания, мощности и структуры пласта. Результаты замера в целом по горному предприятию заносят в Журнал замера горных выработок.

Мощность хорошо выдержанных пластов в очистной выработке измеряется через 15 – 20 м по простиранию и падению пласта. В случае изменчивой мощности элементов залегания, мощности и структуры пласта при замерах и съемках очистных выработок документируется положение, элементы залегания, размеры тектонических разрывов, пережимов пласта, изменчивость литологии кровли и т.д.



2.1.11.3 Определение месячной добычи по участку

Учетом добычи полезного ископаемого называется учет его по числу и массе (нетто) вагонеток, скипов, вагонов или по данным непосредственного взвешивания на вагонных весах полезного ископаемого, поступающего из горных выработок за смену, сутки, месяц. Добыча полезного ископаемого на участках подсчитывается в целях контроля оперативного учета, по результатам замеров раздельно по подготовительным, очистным и нарезным выработкам.  Количество вынутого угля определяется по формуле:



 (2.40)

	

	где S – площадь подрубленного угля, м2; m – вынимаемая мощность пласта, м; γ – объемный вес угля, т/м3. Площадь подрубленного угля определяется по формуле:



 (2.41)

	

	где а – подвигание очистного забоя за месяц, м; L – высота уступа, м. Расчет добычи приведен в таблице 2.3



Таблица 2.3 – Расчет добычи




2.1.12 Учет движения запасов

Учет движения запасов представляет собой периодическое определение количества запасов с начала разработки месторождения. Движение запасов – это изменение их количества в результате добычи, разведки или их переоценки за определенный период.

Учет движения запасов на горных предприятиях, который осуществляют на основе геолого-маркшейдерской документации, подразделяется на следующие виды:

		первичный учет движения запасов;

		свободный учет движения запасов;

		отчетный баланс запасов по состоянию на 1 января каждого года.

	Балансовые запасы подлежат учету по всем трем названным видам.

	Забалансовые запасы отражаются только в отчетном балансе по состоянию на 1 января каждого года.

Причины изменения величины забалансовых запасов (доразведка, переоценка и др.) должны быть указаны в пояснительной записке к отчетному балансу запасов. Если в процессе эксплуатации месторождения будет обоснована экономическая целесообразность отработки забалансовых запасов, то эти запасы подлежат переводу в группу балансовых и взятию на баланс горного предприятия. Количество вновь подсчитанных и переведенных в балансовые запасы рассматриваются как прирост с дальнейшим учетом их движения в группе балансовых, а числящихся на площади пересчета забалансовые запасы списываются.

Первичный учет движения запасов производится на основе обобщения геолого-маркшейдерских материалов, полученных в процессе геологоразведочных и эксплутационных работ.

За подсчетную единицу (объект) первичного учета запасов могут быть приняты: уступ, блок, панель, камера и др. Объект подсчета при первичном учете выбирается горным предприятием в зависимости от применяемой системы разработки и горно-геологических особенностей месторождения. Первичный учет запасов отражается в паспорте, заведенном для каждой подсчетной единицы первичного учета запасов, к которому прилагается соответствующая таблица.

Первичный учет состояния и движения запасов по указанным выше подсчетным единицам слагается из учета:

		количество запасов, находящихся в недрах на начало операционного периода;

		количество добытого полезного ископаемого;

		количество потерь и разубоживания полезного компонента.

Длительность операционного периода первичного учета по каждой из приведенных позиций может быть неодинаковой (месяц, квартал). Она зависит от особенностей ведения горно-эксплутационных работ и от возможностей организации учета по каждой из этих позиций и устанавливается предприятием.

Запасы подсчетной единицы первичного учета (уступа, блока, панели, камеры), определенные проектом разработки месторождения. Ведомость движение запасов в подсчетной единице первичного учета закрепляется главным инженером, главным маркшейдером, главным геологом.

Свободный учет состояния и движения балансовых запасов производится на 1 января года, следующего за отчетным, в специальной прошнурованной книге с пронумерованными страницами, составляемой по специальной форме. В этой книге отражается движение запасов как по отдельным объектам первичного учета запасов (уступ, блок, панель и т.д.), так и суммарно по более крупным объектам учета: этажу, пласту, линзе, залежи, участку и в целом по месторождению.

Кроме запасов основного полезного ископаемого сводному учету подлежат также запасы всех сопутствующих полезных ископаемых и ценных компонентов, числящихся на балансе горного предприятия независимо от извлечения их при добычи, обогащении и дальнейшей переработке.

В книге свободного учета запасов содержится следующие сведения:

		учет уменьшения запасов полезных ископаемых, происходящего в результате добычи, потерь при добычи, нецелесообразности отработки отдельных участков месторождения по технико-экономическим соображениям или в случае не подтверждения запасов при эксплутационной разведке или эксплуатации месторождения и т. п.;

		учет прироста запасов в результате проведения геологоразведочных и эксплутационных работ и по другим причинам производится после утверждения в установленном порядке протокола об увеличении запасов;

		учет объемов добычи и потерь полезных ископаемых.

	По части месторождения, запасы которой не претерпели изменений, остаток запасов вносится одной строкой, после чего производится суммирование запасов. [ ].



2.1.13 Учет потерь полезного ископаемого на участке и мероприятия по их снижению

Основные задачи учета – определение уровня потерь полезных ископаемых для контроля правильности использования недр, анализа соответствия применяемых систем разработки конкретным горно-геологическим условиям, выявления недостатков систем разработки в отношении полноты извлечения полезных ископаемых, разработки и проведения мероприятий для снижения размеров количественных и качественных потерь до оптимального уровня; правильное планирование горных и разведочных работ, строительства предприятий или их дальнейшего расширения и реконструкции.

Потери чаще всего определяют прямым, косвенным и комбинированным способами.

При прямом методе потери определяются или по непосредственно замерным параметрам, характеризующим это явление, или по планам и разрезам, где изображены соответствующие элементы, необходимые для подсчета потерь. В прямом методе для подсчета потерь пользуются следующими формулами:



 (2.42)

 (2.43)

	

	где П – потери, т ;

Б – балансовые запасы, т;

В – количество добытой пустой породы, т;

	Д – количество добытого полезного ископаемого, т;

	К – коэффициент примешивания при прямом методе.

Достоинство прямого метода заключается в том, что он позволяет определять величину потерь в любое время, независимо от состояния горных работ в выемочных единицах, кроме того, прямой метод является наиболее точным.

Косвенный метод основан на определении разности между количеством погашенных балансовых запасов полезного ископаемого и компонента.

Косвенный метод можно применять только после полной отработки блока, что является существенным недостатком метода, т.к. он не обладает возможностью оперативного учета потерь и разбуживания.

Подсчет потерь в косвенном методе вычисляется по формуле:



 (2.44)



Косвенный метод обычно применяется в тех случаях, когда прямой метод неприемлем, например, для определения потерь при разработке с систематическим обрушением. При комбинированном методе определении потерь основано на совместном использовании элементов прямого и косвенного метода.

Расчет нормативных потерь угля по рассматриваемому выемочному участку приведен в подразделе 1.4



2.1.14 Техника безопасности при ведении маркшейдерских работ

Маркшейдерские измерения (съемки) выполняют бригадой, состоящей из маркшейдеров и съемщиков (горнорабочих) маркшейдерского отдела горного предприятия.

Производство маркшейдерских съемок связано с пребыванием в условиях повышенной опасности, для которых характерны: стесненность и ограничения в выборе мест закрепления пунктов и установки приборов; разнообразие условий и сложность измерений; постоянное перемещение рабочих мест и значительное удаление исполнителей друг от друга; работа со сложными высокоточными приборами.

Безопасность работ в указанных условиях обеспечивается при строгом соблюдении общих правил поведения людей в шахте и мер предосторожности, связанных со спецификой выполнения работ. С общими правилами поведения в подземных условиях студенты знакомятся в курсе «Охрана труда», а также при оформлении на учебную и производственную практики. К мерам безопасности, связанным со спецификой подземных съемок, следует отнести выполнение следующих требований.

1. В удаленных, редко посещаемых людьми выработках, а также в выработках с повышенной опасностью (неудовлетворительного состояния, плохая вентиляция, интенсивное движение транспорта и т.п.) съемки должны производится под непосредственным руководством участкового (или главного) маркшейдера, который имеет газоопределитель.

2. В глухих забоях съемка может выполняться только при работающем вентиляторе местного проветривания и нормальном состоянии воздушного става.

3. В выработках, оборудованных концевой (или бесконечной) откаткой, а также на их приемно-отправных площадках, съемка разрешается под непосредственным руководством маркшейдера после полной остановки транспорта. Подъемная машина (лебедка) должна быть выключена и заблокирована; о работе в указанных выработках должны быть оповещены все службы участка. Возобновление работы транспортных средств разрешается после личного уведомления маркшейдера о выходе из выработки всех исполнителей съемки. Съемку в выработках с концевой откаткой рекомендуется производить в нерабочие дни или смены.

	4. При съемках в крутопадающих выработках необходимо особое внимание уделять предотвращению падения кусков породы, приборов и других предметов.

	5. Маркшейдерские пункты следует закреплять в безопасных местах. Перед закреплением пункта следует осмотреть кровлю и убедиться в отсутствии нависающих глыб породы и в надежности крепления выработки. Пункты по возможности закрепляются в стороне от рельсовых путей.

	6. Перед установкой прибора (по возможности в стороне от рельсовых путей) необходимо осмотреть кровлю и убедиться в ее безопасном состоянии.

	7. В высоких выработках подвеску отвесов следует производить, используя лестницу.

	8. Рабочие, освещающие передний и задний сигналы, должны следить за приближением транспортных средств (электровоза) и оповещать об этом работающего у прибора. При размещении прибора вблизи транспортных путей в выработке надо заблаговременно остановить движущийся транспорт, размахивая индивидуальной лампой поперек выработки. При возобновлении движения транспортных средств все измерения должны быть прекращены, а приборы убраны в безопасное место.

	9. Нельзя производить измерение длин рулеткой через работающие машины, механизмы и движущийся транспорт.

	10. Запрещается закреплять пункты, устанавливать приборы, находиться и производить измерения в зоне действия работающих машин и механизмов. Для выполнения названных операций машины или механизмы должны быть выключены, а пускатели заблокированы.

	11. В газовых шахтах запрещается вскрытие и ремонт электронных приборов (светодальномера, гирокомпаса и др.).

	12. При съемке очистных забоев закрепление пунктов, установку приборов и измерения необходимо производить в свободном проходе для людей; съемку рекомендуется производить в нерабочую или ремонтную смену.

Изложенные требования, являются типовыми, не охватывают всех возможных ситуаций и особенностей каждого горного предприятия, ознакомление с которыми должно быть произведено при приеме на работу. [ ].



2.1.15 Заключение

В задачи маркшейдера при обслуживании эксплуатационного участка входит:

		съемки горных выработок;

		задание направления горным выработкам;

		осуществление контроля ведения горных работ в соответствии с проектами и правилами безопасности;

		обеспечение связи между съемками на поверхности и в горных выработках;

		контроль за полнотой выемки полезного ископаемого;

		участие в разработках мер охраны сооружений от вредного влияния подземных разработок и рекультивации земель;

		участие в планировании очистных и подготовительных работ;

		учет потерь и движения запасов.

	При выполнении анализа маркшейдерского обеспечения выемочного участка следует, что все съемки выполняются и обрабатываются в соответствии с действующими нормативными документами. 



2.2 Маркшейдерские работы при проверке подъемного комплекса



2.2.1 Сведения о подъемных комплексах вертикальных шахтных стволов



Вертикальный шахтный ствол является одной из главнейших вскрывающих и транспортных выработок. В подготовительный период строят временные и постоянные здания и сооружения, необходимые для проходки ствола; сооружают устье и технологическую часть ствола; оснащают ствол комплексом проходческого оборудования.

Стволы круглого сечения преимущественно проходят по совмещенной технологической схеме, при которой породу разрушают буровзрывным способом, убирают ее погрузочными машинами, стенки крепят монолитным бетоном с применением призабойной передвижной опалубки и подачей бетона по двум бетонопроводам с поверхности. Реже применяют параллельно-щитовую схему проходки, еще реже проходят стволы прямоугольного сечения (крепкие устойчивые породы) с креплением деревянной венцовой крепью.

Применение специальных способов связано с необходимостью проходки стволов в массиве горных пород со сложной гидрогеологией. Различают следующие специальные способы проходки стволов: кессонный, опускного колодца, тампонажа пород, замораживания пород, бурения. 

Пройденный и закрепленный ствол оборудуют жесткой армировкой или армировкой с канатными проводниками.  Для оборудования и проходки стволов, спуска и подъема людей, материалов, подъема полезного ископаемого и породы служит подъемная установка, которая состоит из:

- подъемной машины;

- подъемных канатов;

- направляющих шкивов;

- копра;

- подъемных сосудов.



2.2.2 Характеристика подъемного оборудования вертикального ствола

Подъемные машины предназначены для спуска и подъема подъемных сосудов. Для одноканатных подъемных установок применяют малые, средние и крупные однобарабанные (Ц) и двухбарабанные (2Ц) подъемные машины с диаметром барабана от 1,2 до 9м. Для упорядоченной навивки каната на обечайке барабанов выполнена винтовая нарезка (канавки), а на конических поверхностях бицилиндроконического барабана (БЦК) приварены специальные желобки. Зазор между смежными витками каната составляет 2-5мм для средних и крупных машин и 6-7мм для машин БЦК. [ ]. 



2.2.2.2 Копры

Копры, устанавливаемые над стволом шахты, предназначены для поддержания копровых шкивов, закрепления проводников и посадочных устройств клетей, а также разгрузочных кривых. Укосный копер состоит из вертикального станка, укосины, подпирающей станок в верхней части и укрепленной внизу на бетонном фундаменте, и подшкивной площадки. Станок копра опирается на подкопровую раму, устанавливаемую в устье ствола. Стальные укосные копры бывают А- образные, четырехстоечные, шатровые и цилиндрические.



2.2.2.3 Копровые шкивы

Копровые шкивы служат для поддержания и направления канатов от подъемной машины в ствол шахты. По конструкции обвода различают копровые шкивы со съемной футеровкой и нефутерованные. В качестве футеровки применяют дерево, резину, мягкие металлы и пресс-массу. Нефутерованные шкивы диаметром 2; 2,5 и 3м изготавливают с литым ободом, а шкивы диаметром 4; 5 и 6м со штампованным ободом из высокопрочных сталей. В качестве подъемных используют стальные проволочные канаты.



2.2.2.4 Подъемные канаты

Подъемные канаты предназначены для соединения подъемных сосудов с органами навивки. От качества изготовления и правильной их эксплуатации зависит бесперебойная и безаварийной работой главного каната. 

Подъемные канаты связывают в единое целое отдельные элементы подъемного комплекса. Поэтому отклонения геометрических элементов подъема наиболее полно проявляются при изменении положений канатов. 



2.2.2.5 Подъемные сосуды

Подъемные сосуды предназначены для спуска и подъема грузов. Клети могут быть одно и двух этажные. Подъемные сосуды представлены скипами, клетями и комбинированными сосудами. Вместимость скипов преимущественно составляет 7-15м³, а в отдельных случаях достигает 20м³ ; клети по конструктивному исполнению бывают неопрокидными и опрокидными; по назначению они разделяются на грузолюдские, людские, инспекторские. 



2.2.3 Геометрические элементы и параметры одноканатных подъемных установок

Рассмотрим основные геометрические элементы одноканатной подъемной установки. Оси главного вала и вала копрового шкива являются осями вращения (рис. 2.9). Центр подъемной машины – точка О на оси главного вала, делящая по полам расстояние между ребордами барабана (барабанов). Прямая, проходящая через центр подъемной машины перпендикулярно оси главного вала, называется осью подъема машины. Различают точки схода подъемного каната на барабане подъемной машины Б и Б, соответствующие крайним положениям первого каната, и точки Ш и Ш на копровом шкиве. У второго каната точки схода обозначаются соответственно Б, Б и Ш, Ш. Под точкой закрепления подъемного каната С понимают точку пересечения продолжения оси каната с горизонтальной плоскостью, проходящей через ось (оси) крепления подвесного устройства к подъемному сосуду.





Рисунок 2.9 - Геометрические элементы и параметры одноканатной подъемной установки



Осями подкопровой рамой и подшкивной площадки называют две взаимно перпендикулярные прямые, которые закрепляют на верхних плоскостях рамы и площадки при сборке; они должны соответствовать проектному положению осей ствола при установке подкопровой рамы и копра. Пересечения этих осей соответственно – центры верхнего Ц и нижнего Ц сечения копра, а линия, соединяющая их, - главная ось копра.

Рассмотрим геометрические параметры одноканатной подъемной установки.

Угол девиации подъемного каната на барабане машины – это угол между осью струны каната и плоскостью, перпендикулярной оси главного вала и проходящей через точку схода каната с барабана. Угол девиации каната на шкиве – угол, образованный осью струны каната и осевой плоскостью шкива. Углы девиации зависят от длины струны каната и ширины зоны навивки каната на барабан машины. Длина струны подъемного каната -это расстояние между точками схода каната с барабана машины Б (Б) и со шкива Ш (Ш). Различают верхнюю и нижнюю струны канатов с углами наклона  и . Однако для инженерных расчетов можно принять, что углы девиации находятся в наклонной плоскости, проходящей через главную ось вала машины и ось вала шкива. В соответствии с этим за длину струны каната и за угол ее наклона можно принять длину линии l , соединяющей оси главного вала и вала шкива, и угол ее наклона . Назовем и связанные с этим параметрами превышение  и горизонтальное расстояние L между осью вала шкива и осью главного вала.

На барабане машины различают следующие зоны размещения подъемного каната: 

- зону витков трения ( для барабанов с деревянной футеровкой =3, с металлической футеровкой =5);

- зону витков запасной части каната  длиной 30м, предназначенную для его испытаний;

- зону рабочих витков каната ;

- свободную часть .

При многослойной навивки каната используется вся ширина В барабанов, в этом случае В.

При расчете углов девиации используют суммарную зону +.

Высотой подъема Н называют вертикальное расстояние от точки закрепления каната при нижнем положении подъемного сосуда до той же точки С (С ) при его верхнем положении. 

Между высотой подъема Н, диаметром Dи шириной В барабана подъемной машины существует зависимость: 

при подъеме с двухбарабанной машины



 ; (2.45)



при двухконцевом подъеме с однобарабанной машиной



	. (2.46)

	

	где  - диаметр каната, мм;

	- зазор между витками каната, мм;

	 - зазор между навивающейся и свивающейся ветвями, равный одному двум виткам.

	Высота копра - вертикальное расстояние от подкопровой рамы до оси вала верхнего шкива. 

	Минимальная длина l головного (сходящего со шкива в ствол) подъемного каната – расстояние между точкой схода каната со шкива Ш(Ш) и точкой закрепления каната на сосуде С (С ) при его верхнем положении.



2.2.4 Требование к соотношению геометрических элементов одноканатной подъемной установки

	Требования к соотношению геометрических элементов одноканатной подъемной установки можно сформулировать следующим образом:

	- ось главного вала и оси валов копровых шкивов должны быть горизонтальны;

	- оси головных подъемных канатов и главная ось копра должны быть вертикальны;

- центр подъема и ось подъема должны лежать в одной вертикальной плоскости; углы девиации подъемных канатов на барабанах и шкивах не должны превышать допустимых значений; 

- проекции осей подшкивной площадки и подкопровой рамы на горизонтальную плоскость должны совпадать с осями ствола;

- ось копра должна быть вертикальна.

К причинам, приводящим к нарушению требуемого соотношения геометрических элементов подъема, могут быть отнесены: погрешности разбивочных и монтажных работ, износ элементов оборудования (футеровки, ручья шкива, подшипников, контактных поверхностей проводников и т.п.), деформации (наклоны) оснований копра и подъемной машины, вызванные влиянием горных разработок. Кроме того, после очередной углубки шахтного ствола увеличивается зона рабочих витков барабана, а значит, увеличиваются и углы девиации канатов. В результате этого возникают отклонения геометрических элементов от проектных положений, т.е.: углы наклона осей главного вала  и вала копрового шкива ; угол отклонения от вертикали оси головного каната  (угол  максимален при верхнем положении подъемного сосуда); угол отклонения от вертикали главной оси копра i (крен копра). Допустимые отклонения параметров приведены в таблице 2.4 



Таблица 2.4 – Допустимые отклонения параметров и их обоснования

Обозначения

 Допустимая величина

 Обоснование

 

´,  для машин БЦК, при поверхности (желобчатого) малого барабана;

´ для проходческих грузовых лебедок

Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт

 

 при жесткой армировки;

´ при канатной армировки

 Исследования в ВНИМИ

  

´ при монтаже

´ при монтаже

Исследования в ВНИМИ

 

 

 

 

´при диаметре барабана менее 5м;´ при диаметре барабана более 5м, в период эксплуатации;

´ в период эксплуатации 

Правила охраны сооружений и природных объектов от вредного влияния подземных горных разработок на угольных месторождениях



2.2.5 Проверка соотношений геометрических элементов одноканатной подъемной установки вертикального ствола

При маркшейдерской проверке подъемной установки определяют: углы девиации канатов на барабанах машины  и копровых шкивах ; углы отклонения от вертикали головных канатов в двух координатных плоскостях  и ; углы наклона осей головного вала  и валов шкива  и ; превышение , горизонтальное L и наклонное l расстояние между осью вала шкива и осью главного вала; угол наклона линии, соединяющей оси вала шкива и главного вала; минимальную длину головного каната l, как показано на листе 3 графической части проекта и на рисунке 2 - Геометрические элементы и параметры одноканатной подъемной установки.

Маркшейдерские работы при проверке подъемной установки включают: примыкание теодолитного хода к оси главного вала; проложение теодолитного хода из машинного зала на подшкивную площадку; высотную съемку; линейные измерения на барабанах машины, на подшкивной площадке; измерения для определения углов отклонения от вертикали головных канатов; обработку измерений и графическое оформление материалов проверки.

Примыкание теодолитного хода к оси главного вала может быть выполнено с использованием разбивочной или вспомогательной оси, а также способом «вращающейся точки».

Способ «вращающейся точки» основан на положении, что точка барабана машины при движении описывает окружность в плоскости, перпендикулярной оси вращения главного вала. Работы выполняют в следующем порядке. На торце тормозного обода машины фиксируют точку А и, измерив до нее расстояния  и , как показано на рисунке 2.10, определяют ее координату:



 (2.47)



В полу машинного зала закрепляют точку 1, а в стене – точку P с таким расчетом, чтобы линия 1P была приблизительна, параллельна торцу тормозного обода и удалена от него не более чем на 300мм. Теодолитом, установленным на точке 1, визируют на точку P. Поворачивают барабан машины до тех пор, пока точка А не займет ближнее положение. По линейке, горизонтально приставленной нулем шкалы к точке А, против вертикальной нити теодолита берут отсчет (до 0,1мм), измеряют расстояние l от теодолита до линейки и измеряют вертикальный угол . Аналогичные измерения выполняют при верхнем и дальнем положениях точки А.

Вычисляют координаты точек I, II и III, используя отсчеты по линейке при трех положениях точки А:



; (2.48)

; (2.49) 

; (2.50)


; (2.51)

, (2.52)





Рисунок 2.10 - Схема примыкания к оси главного вала способом «вращающейся точки» 



	где  - отчеты по линейке. По координатам точек I и III определяют дирекционный угол стороны Р1



 (2.53) 



Вычисляют ординату точки 1



 . (2.54)



Определяют угол наклона оси главного вала



 , (2.55)


где ; ;  - приращения аппликат между теодолитом и тремя положениями точки А; 

- количество минут в одном радиане.

Результаты съемки приведены в таблице 2.5 



Таблица 2.5 – Результаты съемки способом вращающейся точки





2.2.6 Контроль за горизонтальностью осей валов подъемной машины и шкивов

Правильность установки главного вала подъемной машины проверяют в горизонтальной и вертикальной плоскостях. 

Для проверки в горизонтальной плоскости между осевыми скобами натягивают проволоку, с которой вблизи торцов вала опускают по два отвеса. Отклонение оси вала относительно створа отвесов не должно превышать 1мм. 

Положение вала в вертикальной плоскости проверяют нивелированием. Вместо нивелирной рейки используют линейку с миллиметровыми делениями, которую устанавливают поочередно на шейке вала. 

Для перехода к оси вала в местах установки линейки рулеткой измеряют длину окружности вала и вычисляют его радиус. Угол наклона оси вала не должен превышать 2´. С ближайшего репера на ось вала нивелированием передают высоту, которая не должна отличаться от проектной более чем на 100мм. 


2.2.7 Определение углов девиации каната на барабане подъем ной машины и на шкивах

При проложении теодолитного хода из здания подъемной машины на подшкивную площадку следует стремиться к минимальному числу точек и наименьшей его длине, как показано на листе 3 графической части проекта. Если возможно, то точки хода выносят на подшкивную площадку через проем в здании машины для пропуска каната или располагают их на крыше здания. К точности угловых и линейных измерений предъявляют те же требования, как и в случае подземной полигонометрии.

Для вынесения на подшкивную площадку с последней точки хода n вспомогательной оси, параллельной оси подъема, вычисляют угол :



. (2.56)



Переднюю точку П вспомогательной оси выносят при двух положениях трубы теодолита. Измеренный угол  не должен отличаться от вычисленного по формуле (2.56) более чем на 0,5´. Заднюю точку Пзакрепляют в створе с точкой П. Ординаты вынесенных точек равны ординате последней точке теодолитного хода. Для определения  измеряют длину линии между точками П и П и угол ее наклона.

Вычисление координат точек приведено в таблице 2.6

Расстояние  измеряют при верхнем положении первого сосуда от реборды до каната схода, а расстояние  - до середины четвертого витка, если канавки под канат нарезаны на металлической обечайке барабана. Аналогичные измерения расстояний  и  выполняют и для второго каната и вычисляют ординаты точек схода канатов. Ординаты точек схода канатов с барабана определяют по линейным измерениям от реборд, симметрично расположенных относительно центра подъемной машины, как показано на рисунке 2.11



Таблица 2.6 – Вычисление координат точек





От вспомогательной оси подшкивной площадки П и П, зафиксированной проволокой, измеряют горизонтальные расстояния до точек схода канатов при двух положениях шкивов, отличающихся на . Средние расстояния будут равны приращениям ординат между вспомогательной осью и точками схода канатов. Измерением вдоль оси определяют , что позволяет легко найти абсциссу головного каната . 



 

Рисунок 2.11 - Схемы определения ординат точек схода каната с барабана подъемной машины: а - типа 2Ц; б – типа Ц и БЦК

От нулевого репера устья ствола геометрическим нивелированием передают высоты на ось главного вала Н и ось вала копрового шкива Н. По выполненным измерениям вычисляют основные геометрические параметры: 



 (2.57)

 (2.58)

 (2.59)

. (2.60)



2.2.7.2 Вычисление углов девиации

Вычисление углов девиации сведены в таблице 2.7 



Таблица 2.7 – Вычисление углов девиации 





2.2.7.3 Определение углов отклонения

Углы отклонения от вертикали головных канатов определяют по результатам ординатной съемки канатов при нижнем и верхнем положении подъемного сосуда головных канатов от вертикали. Ординатную съемку канатов выполняют на горизонте измерений, расположенном ниже подшкивной площадки, как показано на рисунке 2.12. Проекции углов отклонений на координатные плоскости вычисляют по формулам: 



; (2.61) 

. (2.62) 

	

	где ´ и  - расстояния от оси рейки координатомера до оси каната соответственно при верхнем и нижнем положениях подъемного сосуда;

´ и  - расстояния от нуля до проекции оси каната на ось рейки при тех же положениях сосуда; 

- превышение между осью вала шкива и горизонтом измерений; 

	- в угловых минутах. 

Аналогично вычисляют углы отклонения второго каната 2. Минимальную длину каната l измеряют рулеткой от уровня оси вала шкива до точки закрепления каната к сосуду.

 В таблице 2.8 вычислены углы отклонения от вертикали подъемных канатов и углы наклона валов копровых шкивов.



Таблица 2.8 – Вычисление углов  








Рисунок 2.12 - Схема определения углов отклонения от вертикали головных подъемных канатов способом ординатной съемки



2.2.8 Заключение

В результате маркшейдерской проверки подъемного комплекса скипового ствола установлены следующие параметры: 

- ;

- ; ;

- ; ;

- ; ;

- ; ;

- .




Список литературы



1. Законодательные и нормативные акты РФ.

2. Камаев В.Д. и др. Основы рыночной экономики. – М. 1992.

3. Шипунов В.Г., Химкель Е.Н. Основы управленческой деятельности. Учебное пособие. – М.: Ассоциация «Специалист », 1992.

4. Ратушный А.А., Черевик А.К. Экономика, организация и планирование на угольных шахтах. – М.: Недра,1981.

5. Рыбников С.Е., Волошин А.П. Организация производства и планирование на угольных шахтах. – М.: Недра, 1981.

6. Волошин А.П., Рыбников С.Е. Экономика угольной промышленности. – М.: Недра, 1988.

7. Технические схемы разработки пластов на угольных шахтах. В двух частях. – М.: Минуглепром СССР, 1991.

	8. Сергеев И.В. Экономика предприятия. – М.: Финансы и статистика, 2003.

	9. Швандара В.А. Экономика предприятия. Тесты, задачи, ситуации. – М.: ЮНИНИ, 2001.

	10. Горфингель В.Я. Экономика предприятия. – М.: 2003.

	11. Уткина С.И. Экономика горного предприятия. – М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2003.

	12. Инструкция по производству маркшейдерских работ. – М.: Федеральный горный и промышленный надзор России, 2003-75 с.

	13. Условные обозначения для горной графической документации. – М.: Недра, 1981- 304 с.

	14. Горная графическая документация. ГОСТ 2.850-75 – ГОСТ 2.857-75. – М.: Издательство стандартов, 1983.

	15. Правила безопасности в угольных шахтах. – М.: Государственное унитарное предприятие «Научно технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России », 2003-296 с.

	16. Единые правила безопасности при взрывных работах. – М.: Недра, 1976.

	17. Общие требования к текстовым документам. ЕСКД.– М., Издательство стандартов, 1995. 





1