Выбор и проверка защитной аппаратуры и уставок ее защиты
Таблица 13
|
Тип аппарата |
Номин. ток аппарата, Iн, А |
Рассчетн. Ток линии Ip, А |
Доп. нагр на вводн. зажимы, А |
Отключ-й ток аппар. (справочн. данные) |
А |
Ток уставки |
А |
|
СУВ – 600 Комб /п. |
320 63 63 63 63 |
280 56 56 36 25 |
384 157 157 157 157 |
4550 6134 6571 6134 2742 |
1600 350 350 275 200 |
2844 3834 4107 3834 1713 |
|
|
СУВ – 600 конв/п |
250 250 |
236 126 |
500 500 |
5191 5472 |
1500 900 |
3245 3420 |
|
|
ТСВП 630 |
627 |
613 |
632 |
20000 |
2000 |
13508 |
8443 |
|
АВ-320ДО |
200 |
119 |
400 |
17000 |
6315 |
600 |
3947 |
|
ПВИ-125 |
125 |
63 |
250 |
2500 |
4256 |
500 |
2660 |
|
ПВИ-63 |
63 |
14,5 |
157 |
1500 |
4028 |
125 |
2518 |
|
ПВИ-125 |
125 |
63 |
250 |
2500 |
1955 |
450 |
1222 |
|
ПВИ-125 |
125 |
63 |
250 |
2500 |
1737 |
250 |
1086 |
|
АВ-200ДО |
200 |
31 |
400 |
17000 |
2402 |
400 |
1501 |
|
ПМВИР-41 |
41 |
27,5 |
102 |
800 |
1955 |
100 |
1222 |
|
ТСВП -250 |
209 |
223 |
418 |
17000 |
7195 |
1200 |
4497 |
3.10.3. Выбор высоковольтного оборудования.
Принимаем высоковольтный кабель марки ЭВТ. Сечение кабеля определяется по условию
Iдл.доп Iнагр. в.к, А;
Iнагр. в.к, = = А;
Принимаем кабель марки
ЭВТ 3 16 + 1 10 + 4 4;
Iдл.доп. = 65 A > Iнагр.в.к = 55,4 А;
Высоковольтная ячейка принимается по условию
Iн.в.я. Iнагр.в.я. А;
Iн.в.я. = А;
Iн.в.я. = 55,4 А;
К установке принимаем высоковольтную ячейку типа КРУВ –6.
Iн.в.я. = 80 А > Iнагр.в.я. = 55,4 А;
Ток уставки максимальной защиты высоковольтной ячейки
Iy.расч = , А;
Ктр =
Iy.расч = А;
Iy. = 100 А;
3.10.3. Техника безопасности при эксплуатации электрооборудования.
Монтаж электрооборудования должен выполнятся в соответствии с проектом. Ремонт и монтаж эл. оборудования должен производиться в присутствии лица технического контроля. К ремонту и обслуживанию электрических аппаратов допускаются лица, имеющие квалификацию и сдавшие экзамен по Т.Б.
Работы по наладке, ремонту, связанные со вскрытием электрической аппаратуры и оборудования должны производиться не менее чем двумя исполнителями по этих работ, с указанием в нем мер безопасности. В месте выполнения работ, связанных со вскрытием электроаппаратуры, исполнители обязаны проконтролировать содержание газа метана прибором СМП-1.
Все электрооборудование на участке должно быть заземлено. Заземление выполнено в виде труб диаметром 30 мм и длиной не менее чем 1.5 м. Ремонт электрооборудования в тупиковых выработках, требующих отключения ВМ-6 производится по письменному разрешению.
![maxminmaxminmaxmin1-2Ствол клетьевой бетон33,11574,720,416,66806806,26,215,315,32-3Штрек полевойбетон16,478,54,816,2131000100047,747,729,429,43-4Квершлаг транспорт.бетон16,478,54,816,213500L, мR, кмh, даПАa×10-1 J м/сРУзлы
м Наименование выработок Тип крепи
S Q м3/с50023,823,814,714,74-14Сбойка №1мет.10,2585,712,815,710101,81,80,630,6314-5Сбойка №2мет.10,2383,712,815,710101,91,90,270,275-6Бремсберг участковмет.10,2383,712,815,782082014514522,522,56-7Штрек конвейерн.мет.10,2191,514,212,6120040932,73,40,17-8Лава4194,87,83919019090190132,932,98-9Штрек вентиляц.мет.13,2191,514,212,6120040932,73,40,19-10Сбойка №3мет.10,2595,812,815,720203,733,731,31,310-11Квершлаг вентилбетон16,478,54,816,21350502,432,431,51,511-12Ствол вентиляцбетон28,478,52,818,914,54804805,75,73,53,5Итого:128,8122,2Расчет депрессии Таблица 15Единицы измеренияПоказатели
Количество отрабатываемых пластов пл. 1
Мощность пласта М 1,9
Угол падения Град. 8
Длина выемочного участка М 1200
Система разработки Длинные столбы по простиранию
Количество отрабатываемых лав 2
Длина очистного забоя М 190
Опасность шахты по внезапным выбросам Опасная
Опасность шахты по взрыву угольной пыли Опасная
Способ выемки угля Механический
Опасность по горным ударам Опасная
3.11.2.Выбор и обоснование способа, схемы и системы проветривания.
Проектом предусматривается всасываемый способ проветривания, т.к.:
- угли не склонные к самовозгоранию;
- глубина разработки пластов 600 м;
- шахта опасная по внезапным выбросам;
Вследствие разработки пластов с большой газоносностью, большой протяженностью шахтного поля, принимаем фланговую систему проветривания.
Достоинством данной схемы является сравнительно небольшая и равномерно распределенная депрессия, большое число запасных выходов из шахты.
При фланговой схеме проветривания легче осуществляется регулирование количества воздуха.
По условиям проветривания шахта не делится на отдельные секции, где свой способ и своя схема, поэтому принимается единая система проветривания.
3.11.3. расчет потребного количества воздуха.
1. Расчет потребного воздуха для очистных забоев.
- по газовыделению
Qо.з. = 60 × Jmax × Smin × Kо.з.
где Jmax – максимальная скорость движения воздуха в призабойном пространстве, м/с.
Jmax = 4 м/с (по ПБ)
Smin – минимальное сечение призабойного пространства, Smin – 2,8 м;
Kо.з. – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, Kо.з. = 1,3;
Qо.з. = 60 × 4 × 2,8 × 1,3 = 874 м3/мин;
Расчет по числу людей
Qn = 6 × n, м3/мин;
где n – число людей одновременно находящихся в забое: n = 17 чел;
Qn = 6 × 17 = 102 м3/мин;
По применению ВВ не считаем, так как механизированная выемка.
- по max и min допустимым скоростям движения воздуха.
Qо.з. ³ 60 × S max × Jmin × Ко.з.; м3/мин;
Qо.з. ³ 60 × S min × Jmax × Ко.з.; м3/мин;
Jmax. = 4м/с; S max = 4 м2
Jmin = 0,25 м/с; S min = 2,8 м2;
Qо.з. ³ 60 × 4 × 0,25 × 1,3 = 78; м3/мин;
Qо.з. ³ 60 × 2,8 × 4 × 1,3 = 873; м3/мин;
2. Расчет потребного количества воздуха для подготовительных забоев
- по газовыделению
Qп.з. = ; м3/мин;
где Iо.з. – среднее газовыделение из призабойного пространства; м3/мин;
Iо.з. = 1,2 м3/мин;
Кн – коэффициент неравномерности метановыделения, Кн = 1,87;
С – допустимое содержание СН4 в исходящей струе воздуха, С = 1%;
Со – допустимое содержание СН4 в поступающей струе, Со = 0,1%;
Qп.з. = м3/мин;
- по количеству людей
Qп.з = 6 . n = 6 . 6 =36 м3/мин;
- по минимальной скорости в призабойном пространстве
Qз = 20 . Jmin . S, м3/мин;
Qз = 20 . 0,5 . 1,32, м3/мин;
По ВВ расчет не производим, так как выемка ведется комбайном.
Принимаем Qп.з = 249 м3/мин, так как получилось наибольшее количество воздуха.
3. Расчет потребного количества воздуха для участка
- по газовыделению
Qуч = Qо.з. × Кут; м3/мин;
где Кут – коэффициент утечек через выработанное пространство, Кут = 1,6 м3/мин;
Qуч = 874 × 1,6 = 1398 м3/мин;
- по количеству людей
Qуч = 6 × n = 6 × 17 = 102 м3/мин;
4. Расчет воздуха для погашенных выработок
Qпог. = 0,5 × Qуч = 0,5 × 1398 = 699 м3/мин;
5. Расчет воздуха для поддерживаемых выработок
- по газовыделению
Qmax = 249 м3/мин;
- по min допустимой скорости проветривания
Qпод. в ³ 20 . S. Jmin
Qпод. в ³ 20 . 13,2. 0,25 = 198 м3/мин;
6. Расчет воздуха для проветривания технологических камер
- камера ВМ
Qв.м. = 0,07Vк; м3/мин;
Где Vк – объем камеры ВМ,
Vк = 1900 м3;
Qв.м. = 0,07 ×1900 = 133 м3/мин;
- для камер электрооборудования
Qм.к. = ;
Где Nyi – мощность электроустановок, кВт
h - КПД электроустановок;
Кзi – коэффициент, учитывающий продолжительность работ электроустановок;
Кзi = 1 при непрерывной работе электроустановок;
NTi – суммарная продолжительность и мощность трансформаторной установки в камере, кВт;
Qм.к. = м3/мин;
7. Определение количества утечек воздуха
Sут.ш = S Qут.п + S Qут.шл + S Qут.кр + S Qут.загр, м3/мин;
где Qут. п. – утечки воздуха через перемычки,
Qут. п. = 48 м3/мин;
Qут. шл. – утечки воздуха через шлюзы.
Qут. шл. = 58 м3/мин;
Qут. загр. – утечки воздуха через загрузочные устройства, м3/мин;
Qут. загр. = 48 + 58 + 60 = 166 м3/мин
8. Расчет воздуха необходимого для проветривания шахты
Qш. = 1,1(S Qуч. + S Qподг + S Qпог + S Qпод + S Qут + S Qп.), м3/мин;
Qш. = 1,1(2×1398. + 4×249 + 4×699 + 4×249 +(2×330) + 133 + 166) = 9400, м3/мин;
Qш = 175 м3¬¬¬¬¬¬/с;
3.11.4. 9.Расчет депрессии
Расчет депрессии производим в направлении максимально возможной депрессии.
Расчет сводится в таблицу
h = даПа
Депрессия шахты определяется по формуле
hм = hрасч +hе.т. + hм.с.;
где hрасч - расчетная депрессия, даПа;
hе.т. – депрессия естественной тяги;
hе.т. = 0,0047Н(t”ср - t’ср),
где Н – глубина разработки, Н = 600м;
t”ср - температура исходящей струи из шахты;
t’ср – температура поступающей струи в шахту,
hе.т = 0,0047 × 600 × (15 –20) = -14,1 даПа;
; даПа
; даПа
; даПа
; даПа
3.11.65 10. Подбор вентилятора на сеть
Qв = к × Qм; м3/сек;
где к – коэффициент потерь воздуха;
к = 1,1
Qв = 1,1 × 157 =172,7; м3/сек;
- Эквивалентное отверстие шахты
А = ; м2
А = ; м2
- ориентировочно определим диаметр колеса
D = м
Принимаем 3,0 м
Определяем сопротивление вентиляторной установки
Rв.у. = кm
Определяем депрессию вентилятора
hв = (k1 × Rм + Rв.у.) × Q2в;
где Rм= - сопротивление шахты.
Rм= = 0,063;
k1 – коэффициент, учитывающий утечки воздуха;
k1 =
k – утечка воздуха, k = 10%;
hв = (0,82 × 0,063 × 0,00106) × 172,72 = 208,7 даПа;
Мощность вентилятора
Nв = = кВт;
Для проветривания шахты проектом принимаем вентилятор ВОД-30.
Техническая характеристика вентилятора ВОД-30.
Диаметр колеса, мм 3000
Частота вращения вала, об/мин 500
Производительность, м3/с 120
Статическое давление, кгс/м2 240
Напор вентилятора, даПа 350
КПД 0,8;
3.11.7. Расчет калориферной установки
Определяем количество воздуха, которое необходимо подогреть
Iпод = Iобщ × ; кг/час
где tсм – температура смеси воздуха, tсм = +2° С;
tmin - min температура воздуха на поверхности в зимнее время, tmin = – 40° С;
tпод – температура подогрева воздуха, tпод = +80° С;
Iобщ – общее количество воздуха, поступающее в шахту.
Iобщ = g × Q × 60 = 1,2 × 9400 × 60 =676800 кг/час;
g - удельный вес воздуха, g = 1,2 кг/см2;
Iпод = 676800 × = 236880 кг/час;
Определяем тепловую производительность калорифера
Qт = 0,24× Iобщ (tсм - tmin);
Qт = 0,24× 676800 (2 – (-40)) = 6822144 ккал/час;
Определяем живое сечение в калориферной установке для прохода воздуха
f = ;
где Vg - весовая скорость движения воздуха, Vg = 7 ;
f = м2;
По полученному значению f = 9,4 м2 принимаем калорифер КФБ-13, 12 штук;
Техническая характеристика калорифера КФБ-13
Действительное живое сечение
для прохода воздуха 0,81 м2;
для прохода теплоносителя 0,0184 м2;
поверхность нагрева 88,8 м2;
по действительному живому сечению проверяем весовую скорость воздуха
Vg = ; кг/м2×сек;
Vg = ; кг/м2×сек;
-определяем скорость движения воды в трубах калорифера
Jв = ; м/с
где t0 – температура охлажденной воды; t0 = 40° С;
t2 – температура подогретой воды; t2 = 80° С;
n – число параллельно установленных калориферов, n = 12шт;
Jв = м/с;
Подсчитываем тепловую отдачу калорифера
Qk = Fk × k (Tcp - tcp); ккал/час;
где Fk – суммарная поверхность нагрева калорифера, Fk = 88,8м2;
k – коэффициент теплоотдачи калорифера, k = 21,1;
Тср – средняя температура теплоносителя, °C
Тcp = °C;
tср – средняя температура воздуха, проходящего через теплоноситель, °C
tcp = °C;
Qk = 88,8 × 21,1(60-20) = 74947,2 ккал/час;
3.11.8 Техника безопасности.
Проветривание шахты осуществляется при помощи 2х вентиляторов ВОД-30, расположенных на поверхности у воздуховыдающих стволов.
Вентиляторные установки главного проветривания осматриваются не реже одного раза в сутки рабочими, наземными главным механиком шахты, и не менее раз в месяц главным или старшим механиком шахты. Результаты осмотра заносятся в «книгу осмотра вентиляторных установок и проверки реверсирования».
Главная вентиляторная установка оборудуется аппаратурой дистанционного управления и контроля типа УКВГ, которая предусматривает:
- работу без постоянного присутствия людей;
- аварийное отключение вентилятора, вышедшего из строя и ввод в работу резервного.
- реверсирование воздушной струи.
В случае остановки главной вентиляторной установки главной установки прекращается работа и люди выходят на свежую струю воздуха, снимается электроэнергия с оборудования.
При отключении вентиляторной установки более 30 мин люди поднимаются на поверхность.
Контроль расхода и движения воздуха осуществляется:
1) в исходящих струях очистного и подготовительных забоев, крыльях горизонта и шахты в целом.
2) В поступающих главных воздушных струях шахты, в местах разветвлений поступающих струй, у забоев подготовительных выработок, вентиляторов местного проветривания, в поступающих или исходящих струях камер.
В местах замера количества воздуха на главных входящих и исходящих струях шахты должны быть устроены замерные станции.
Во всех метах замера количества воздуха должны быть доски, на которых записываются: дата замера, площадь поперечного сечения выработки (замерной станции), расчетное и фактическое количество воздуха, скорость воздушной струи.
3.12 Подъем шахты
для спуска и подъема людей и грузов принимается следующая подъемная установка.
Двухклетьевый подъем нового клетьевого ствола с двухэтажными клетями типа
2УКН4Г-2 на 3х тонную вагонетку с колеей 900 мм. Масса клети составляет 5,79 тонн.
Подъемная машина 2ЦБ * 2,3.
Для подъема угля и породы используется двухскиповая подъемная установка в скиповом стволе. Подъем оборудован парой скипов емкостью 14,1 м3, подъемной машиной
2ЦБ * 2,3.
3.13 Водоотлив шахты.
В настоящее время на шахте действует один главный водоотлив в руд. дворе гор.-160 м, оборудованный 8 насосами ЦНС – 300. производительность насоса 290 м3/мин, мощность двигателя 800 кВт. Управление насосами автоматизированное.
Приток воды на гор.-160 м составляет в среднем 1400 м3/час, максимальный водоприток наблюдается в апреле, мае и составляет 1800 м3/час.
3.14. Технологическая схема шахты.
Управление кровлей – полное обрушение. Технология выемки угля – целиковая, без сохранения конвейерного штрека. Порядок отработки шахтного поля обратный. Система проветривания единая, схема проветривания – фланговая, способ проветривания – всасывающий.
Транспортирование угля в лаве конвейером СПЦ – 271, по конвейерному штреку конвейером 2ЛТ-100, по участковому транспортному бремсбергу конвейером ЗЛ-100У, по транспортному горизонту локомотивная откатка до скипового ствола.
Транспортирование породы в вагонах электровозной откаткой до клетьевого ствола. Вспомогательный транспорт в пределах выемочного участка лебедками. В подготовительных выработках напочвенная дорога. Выдача угля на поверхность скипами, с дальнейшей транспортировкой угля на погрузочный пункт и в вагоны, породы в породный бункер и автомобилями на отвал. Доставка людей производится в клетях и в пассажирских вагонах.
4. Обеспечение жизнедеятельности шахты.
Безопасность и экология.
4.1. Охрана труда и производственная санитария.
Все трудящиеся, занятые на подземных работах, должны быть обучены профессии по правилам Т.Б. включающие вопросы производственной санитарии.
Для руководителей и специалистов обязанности по Т.Б. входят в круг профессиональных обязанностей. С трудящимися проводится текущий инструктаж непосредственно при выдачи наряда на производство работ в шахте, а при изменении условий или технологии внеплановый инструктаж. Особо опасные работы ведутся при непосредственном руководстве руководителей и специалистов.
Все трудящиеся, спускающиеся в шахту, обязаны отмечать свой жетон на спуск и выезд через аппаратуру учета АСУ.
При не обеспечении безопасных условий работы и нахождении людей на рабочих местах горные работы останавливаются, люди выводятся в безопасное место.
Работы по приведению рабочего места в безопасное состояние проводятся при личном присутствии начальника участка.
Все рабочие, занятые на подземных работах, обеспечиваются самоспасателями и средствами индивидуальной защиты. На каждом рабочем месте должны быть аптечки первой помощи, а каждый трудящийся должен иметь при себе перевязочный пакет.
Рабочий, руководитель и специалисты должны обеспечиваться спец. одеждой и обувью. Все подземные рабочие должны быть снабжены фляжками вместимостью не менее 0,75 литра.
На шахте должен быть оборудован здравпункт и должно проводиться ультрафиолетовое облучение. Для мытья должна использоваться питьевая вода в соответствии 125 л. воды на одного человека при температуре не более 65° С. трудящиеся шахты подвергаются периодическому медицинскому осмотру.
4.2. ТБ на горных работах.
Перед началом работ нач. участка или его заместитель проверяют соответствие рабочего места плану и обеспечение доступа воздуха, только после личного осмотра нач. участка или его заместителя на смене разрешается проведение горных работ.
При образовании вывалов, отжима угля или обрушении кровли и нарушении оплошности крепления перетяжка бортов проводится от краев вывала к середине при остановленных механизмах и машинах в присутствии лица технического надзора на смене.
Закладка куполов производится по паспарту утвержденному главным инженером.
При ремонте механизмов и работе вблизи них, пускатели должны быть заблокированы и вывешены таблички «не включать, работают люди».
Хождение людей по горизонтам воспрещается, ожидание пассажирских поездов производится в специально оборудованных отведенных местах, имеющих стационарное освещение.
Все движущиеся части машин и механизмов должны быть ограждены. Каждый работающий на шахте заметивший опасность или предаварийную ситуацию обязан немедленно сообщить об этом начальнику смены и техническому руководителю работ. Так как шахта «Капитальная» разрабатывает пласты опасные по выбросам угля и газа и угрожаемые по горным ударам, на шахте организована служба прогноза. Прогноз степени удароопасности и установления выброса опасных и неопасных зон производится по всем очистным и подготовительным забоям.
Для контроля за безопасностью ведения горных работ, организована служба ТБ. Без согласования со службой ТБ горные работы вести не разрешается. Лица, допустившие самовольное возобновление работ, остановленных органами технической инспекции труда или службой ТБ, несут личную ответственность в административном или судебном порядке.
Забои подготовительных выработок оборудуются двумя пенными огнетушителями ОХП-10, ящиком с инертной пылью 0,2 м3не далее 20 м от места работы.
4.3. Охрана и рациональное использование вод.
Ведение горных работ на ш. «Капитальная» производятся в строгом соответствии с «правилами охраны сооружений и природных объектов». Подработка рек и водохранилищ не имеет места.
Снабжение шахты водой осуществляется из артезианских скважин и городского водопровода. Из городского водопровода шахта получает 800 м3 бурение 11 скважин в логах рек Каланадас и ч. Тайжина позволит отказаться от городского водопритока. Каландасский водозабор позволил шахте создать дефицит питьевой воды. Потребность в питьевой воде на шахте «Капитльная» на бытовые и другие нужды составляет около 4000 м3/сутки.
На основной промплощадке шахты существует систем бытовой и производственной канализации. Бытовые стоки отводятся на очистные сооружения отводятся на очистные сооружения для полной биологической очистки.
Производственные стоки подвергаются совместной очистки с шахтными водами в отстойнике. Использование шахтных вод ведется по замкнутому циклу.
4.4. Защита воздушного бассейна.
Источником загрязнения атмосферы является технический комплекс главной пром площадки, включая котельную и угольный склад и выбрасываемый из шахты по вентиляционным стволам отработанный воздух. Выбросы котельной в атмосферу очищаются от вредных компонентов в газоочистительных установках. Эффективность работы установок (2 установки на 4 котла) составляет 40-50%.
Угольный склад 50 тыс. тонн угля находится под открытым небом от воздействия ветров не защищен. Стационарная дегозационная установка на главной промплощадке шахты выбрасывает газ метан в атмосферу выброс составляет 30 м3/мин.
Породный отвал находится за пределами г. Осинники, отвал формируется подрядной организацией. Силами шахты «Капитальная» породный отвал со стороны города защищен насаждениями хвойных деревьев.
4.5. Рациональное использование и охрана недр и поверхности.
Нарушение горными работами земли являются источником загрязнения окружающей среды и нарушают в связи с этим санитарно-гигиенические условия жизни населения.
Технический этап рекультивации земель включает в себя засыпку провалов породой. Складирование породы и провалы производятся поочередно, т.е. сначала засыпают один провал, затем следующий. Глина для закрытия отвалов берется на месте, т.е. с бортов отвалов транспортируется на отвал бульдозерами. На основании имеющегося опыта установлено, что насаждение деревьев надежно предохранит земную поверхность от эрозии. Посадку следует начинать не ранее чем через два года после завершения планировочных работ. К этому времени завершается усадка земной поверхности устанавливается постоянный водный режим.
5. Экономическая часть.
5.1. Расчет себестоимости добычи угля по добычи 1 тонны угля по очистному участку. Себестоимость по проектируемому очистному участку определяется по 4-м элементам затрат на проведение горно- подготовительных работ, необходимых для подготовки участка к очистной выемке и затрат на монтаж и демонтаж оборудования.
Выбрав технологию очистной выемки определяем работы участка и рабочих. Наиболее оптимальный режим работы очистного участка прерывный. Для участка 6дней в неделю, для рабочих 5 дней в неделю.
Коэффициент списочного состава рабочих составит
Кс.с. =
Кс.с.= ;
где 9, 104 – число праздничных и выходных дней в году, дн
56 – среднее число дней отпуска работающего в год; дн
0,96 – коэффициент невыходов рабочих на работу по уважительным причинам.
Т.к. шахта находится на полном хозращете и самофинансировании, считается эффективной работа комплексных бригад с включением в ее состав повременных рабочих и руководителей и специалистов.
Такие бригады принимаем проектом. Далее производим расчет по каждому элементу затрат.
5.1.1. Заработная плата.
Определяем суммарную трудоемкость на выполнение всех работ по выемке угля в блоке, комплексную норму выработки и комплексную расценку.
Расчет комплексной нормы выработки и комплексной расценки сводим в таблицу. Часовая тарифная ставка рабочих, оклады руководителей и специалистов принимаются по данным шахты.
Таблица 16
Расчет комплексной нормы выработки и комплексной расценки
Наимен. работ Ед. изм. Объем работ за сутки Норма выр-ки учетом поправочного коф-та Трудоемкость работ Тариф руб/час Затраты по з/плате за месяц тыс./руб
Выемка угля комбайн. т 2850 55,7 51,167 402 41138,27
Поддержка штрека м 5,6 5,8 0,97 325 315,25
Извлечение крепи рам 7 1,13 6,19 325 2011,75
Доставка леса м3 4 67,7 0,059 325 19,17
Отгрузка металлич крепи т 2,1 30,7 0,068 325 32,1
Итого 58,454 43506,54
Машинист подземных установок 3 426 1278
Машинист конвейеров 5 420 2100
Электрослесарь дежурный 3 312 936
Всего: 69,454 47820,54
Принимаем явочный состав рабочих 65 человек. Коэффициент выполнения нормы выработки получается следующим
Кв.н. = ;
Списочный состав рабочих опред. по формуле
Nспис.с. = Nяв. × Кс.с.; чел;
Nспис.с. = 65 × 1,61 = 104,65; чел;
Комплексная норма выработки
Н¬¬¬¬¬¬компл. = ; т/чел. смен;
Нкомпл¬ = = 41,03 т/чел. смен.
Комплексная расценка
Рк = _______________________; руб/т;
Рк = 47820,54 / 2850 =16,78 руб/т.
Производительность труда рабочего по участку
Псм = ;
Псм = т / вых на 1 чел;
Среднесписочная производительность труда рабочего
Псм = Псм = т / мес на 1 чел
Фонд месячной з/платы.
Фмес = Ркомпл × Амес × Кдопл × Котч.
где Котч – коэффициент отчислений на социальное страхование, Котч = 1,39
Кдоп – коэф. доплат, который учитывает премиальные, ходовые, вечерние
Кдоп = 2,11
Фмес = 16,78 × 71250 × 2,11 × 1,39 = 3506501,91 руб.
Численность и фонд з/пл. руководителей и специалистов рассчитывается в таблице
Таблица 17
Численность и фонд оплаты труда ИТР
должность Явочная численность, чел Списочная численность, чел Оклад
руб Месячный фонд з/пл руб
Начальник участка 1 1 2300 2300
Зам.нач.участка 1 1 2070 2070
Помощник нач. уч-ка 1 1 1910 1910
Механик участка 1 1 2235 2235
Горный мастер 4 6 1780 10680
Итого 8 10 19195
Всего с учетом коэффициента доплат и отчислений 56297,01
Себестоимость 1 тонны угля по элементу «заработная плата» составит
С = ; руб/т
С = руб/т
5.1.2. Вспомогательные материалы.
Затраты по элементу «вспомогательные материалы» рассчитываются в таблице
Таблица 18
Затраты по элементу «вспомогательные материалы»
Наименование материалов Един. измер. Норма расхода на 1 т.угля Цена за единицу
руб Затраты в сутки руб.
Лесные материалы м3 0,005 149,9 749
Анкера шт 0,005 712 4060
Металл кг 0,265 1215 321,97
Смазочные материалы кг 0,02 312 6240
Запасные части к оборудованию руб/т 1192,3
МБП руб/т 261,3
Итого 12825,07
Прочие материалы 4668,7
Всего 17493,77
Себестоимость 1 тонны угля по элементу «вспомогательные материалы» .
С = руб/т,
С = руб/т
Затраты по элементу «электроэнергия» приведены в таблице
Таблица 19
Затраты на потребленную электроэнергию
Наименован. потребителей Кол-во потребителей Коэф. загрузки Мощность двигат. кВт Число часов работы в сутки Расход эл.эн. кВт×ч/сут Цена руб/кВт×ч Затраты за сутки руб
Комбайн 1 0,9 635 18 11430 1,34 15316,2
Конвейер 1 0,9 110 18 1980 2653,2
Перегружатель 2 0,9 55 18 990 1326,6
Лебедка 1 0,9 13 10 130 174,2
Конвейер 2 0,9 55 18 990 1326,6
Станция СНТ32 1 0,9 55 18 990 1326,6
Итого 1 0,9 30 10 300 402
953 16810 22525,4
Затраты на установленную мощность по максимальной нагрузки электросистемы
где 300 – число дней работы шахты в году, дней
953 руб.
Общая сумма затрат на электроэнергию за сутки:
Зэл.. = Зэл..эн. +
сут
Зэл. = 194907,56 +22525,4 = 217432,96 руб;
Себестоимость 1 тонны угля по элементу электроэнергия составит:
Сэл = ;
Сэл = руб/т
Затраты по элементу «Амортизация основных фондов» рассчитывается в таблице
Таблица 20
Затраты по элементу «Амортизация основных фондов».
Наименование оборудования Кол-во Балансовая стоимость руб Общая стоимость руб Норма амортиз. (годовая) % S амортизационных отчислений руб/год
Комбайн 1 318512 318512 22,2 70709,66
Крепь М-138 160 927178 927178 22,2 205833,51
Конвейер 1 364923 364923 20 72984,6
Конвейер 1 136578 136578 20 27315,6
Лебедка ЛВ-25 1 104383 104383 16,7 17431,96
Перегружатель 1 432000 432000 20 86400
Насос ЦНС-38 1 463884 463884 12,5 57985,5
Насос 1В20/10 1 35266 35266 12,5 4408,25
Пускатель ПВИ-250 3 28873 86619 16,1 13945
ПВИ-320 3 24912 74736 16,1 12032,43
Итого 569047,23
Себестоимость 1 тонны угля по элементу «амортизация основных фондов» определяется по формуле:
Са = , руб/т;
где 3а сумма амортизационных отчислений в год, руб;
Агод – годовая норма добычи угля участка, т.
Са = руб/т
Для определения полных затрат по учету необходимо учесть затраты проведение подготовительных выработок и на монтаж и демонтаж оборудования.
Расчет этих затрат сводится в таблицу
Таблица 21
Затраты на проведение подготовительных выработок.
Наименование выработок Сечение в свету, м2 Длина выработки, м Себестоимость 1п.м.
руб /1п.м. Затраты
млн.руб
Конвейерный штрек 13,2 1250 4980000 6225
Вентиляционный штрек 13,2 1250 4980000 6225
Конвейерный бремсберг 16,4 820 5310000 4354,2
Вентиляционный бремсберг 16,4 820 5310000 4352,2
Монтажная камера 200 5500000 1100
Итого 22258,4
Себестоимость 1 тонны подготовительных запасов определяется
СГПР = ; руб/т;
Где Qпром – промышленные запасы, подготовленные этими выработками, тыс. т
СГПР = руб/т;
Затраты на 1 тонну на монтаж и демонтаж оборудования определяется
См.д. = руб/т
См.д. = руб/т
Себестоимость добычи 1 тонны угля на отчистном участке (за месяц) рассчитывается в таблице
Таблица 22
Сводная таблица расчета себестоимости добычи 1 тонны угля по участку, руб/т.;
Элементы затрат По проекту Фактически
Заработная плата с отчислениями 50 58
Вспомогательные материалы 6,14 8,01
Электроэнергия 76,29 84,15
Амортизация 660,91 1517,19
Затраты на горнопроходческие работы 50748,74 58710,50
Затраты на монтаж и демонтаж оборудования 456 456
Итого себестоимость 1 тонны 51998,08 60833,85
Таблица 23
Технико-экономические показатели по очистному участку
Наименование показателя Единицы измерения По проекту Фактически
Добыча очистного забоя:
- суточная
- месячная
т
т
2850
71250
1500
37500
Проведение в-к на 1000 т п.м./1000т 6,7 8,9
Явочная численность рабочих чел 65 68
Списочная численность рабочих чел 105 110
Сменная производительность труда Т/смену 43,84 22,06
Среднемесячная производительность труда рабочего Т/мес 678,57 340,9
Потери угля % 7 7
Себестоимость 1т. угля руб/т 51998,08 60833,85
5.2. Расчет основных технико-экономических показателей по шахте
Себестоимость 1 тонны угля по шахте определяется по следующим элементам затрат: заработная плата, вспомогательные материалы, электроэнергия со стороны, отчисления на социальное страхование, амортизация основных фондов, прочие денежные расходы.
Расчет затрат по «элементу заработная плата» сводится в таблицу.
Таблица 24
Численность рабочих и фонд заработной платы
Категория трудящихся Среднесписочная численность Средняя з/пл за месяц, руб Фонд з/пл за месяц тыс.руб
факт проект
Рабочие на очистных работах 998 512 4000 2048
Рабочие на подготов-х 810 600 4000 2400
работах
Рабочие подземного транспорта 385 310 3500 1085
Рабочие на прочих подземных работах 482 260 3000 780
Рабочие на шахтной поверхности 993 640 2300 1472
Итого 3668 2322
Руководители и специалисты 442 360 5000 1800
Служащие 143 143 1900 271,7
Всего 4253 2825 9856,7
Себестоимость 1 тонны по элементу «заработная плата» определяется по формуле
Сз.пл. = ; руб/т
где - затраты по элементу «заработная плата»
Амес – месячная работа по шахте, т/мес.
Сз.пл. = руб/т
Расчет по элементу «вспомогательные материалы» производится в таблице
Таблица 25
Вспомогательные материалы
Наименование материалов Един.изм Норма расхода на 1т Цена,
руб Затраты на 1т., руб
По проекту Фактич. По проекту Фактич.
металл кг 0,4 0,5 1215 486 607,5
Лесные материалы м3 0,006 0,006 149,9 7,29 7,29
Смазочные материалы кг 0,008 0,008 312 2,50 2,50
Запасные части руб/т 1192,3 2600
МБП - // - 261,3 600
Итого: 1949,39 3817,29
Прочие материалы - // - 4668 1100
Всего: 6618,09 4917,29
Расчет затрат по элементу «электроэнергия» определяется по двуставочному тарифу, руб/год
Зэ’ = N × a + W × b;
Где N – установленная мощность трансформаторов.
(N = 32370 кВт принимаем по данным шахты).
а – плата за установленную мощность, а = 43375,8 руб/год
W – потребленная энергия за год, кВт × ч
W = 138,12 × 106 кВт×ч в год
b – плата за1 кВт × ч электроэнергии, b = 1.34 руб.
Зэ’ = 32370 × 43375,8 + 138,12 × 106× 1,34 =1,9× 109руб
Себестоимость на шахте по элементу «электроэнергия» определяется по формуле
Сэ = Sз.э. /Агод;
Сэ = руб
Амортизация основных фондов.
Определение амортизационных отчислений основных фондов необходимо начать с определения стоимости горных выработок.
Перечень горных выработок и затраты на их проведение сводятся в таблицу
Таблица 26
Затраты на проведение горных выработок.
Наименование выработок Един измер. Длина
м Сечение в свету, м2 Стоимость тыс. руб/м или руб/м3 Сумма затрат тыс.руб.
Клетьевой ствол м 680 33,1 3000 2040000
Скиповый ствол м 680 28,4 3000 2040000
Полевой штрек м 1800 16,4 2000 3600000
Блоковый квершлаг м 1000 16,4 2000 2000000
Вентиляционный квершлаг м 1000 16,4 2000 2000000
Вентиляционный ствол м 960 28,4 2500 2400000
(ОД) м3
Итого: 14080000
Затраты на амортизацию горных выработок рассчитываются в таблице
Таблица 27
Показатели Всего по шахте В том числе
Выработки обслуж. все шахтное поле Выработки обслужив. крало
Стоимость горных выработок млрд. руб 74,1 60 14,1
Промышленные запасы, подготовленные этими выработками, млн.т. - 51 24
Потонная ставка руб/т 1764 1176,5 587,5
Добыча угля, млн.т 2,0 - -
Сумма годовых амортизационных отчислений, млн.руб. 3528 - -
Амортизационные отчисления от зданий и сооружений основного производственного назначения
а2 = руб/т;
Себестоимость 1 т по амортизационным отчислениям от оборудования
а3 = руб/т;
амортизационные отчисления прочих основных фондов равны 0,04% от Sосн.
а4 = руб/т;
Са = а1 + а2 + а3 + а4 = 1764 +796,6 +2845,2 + 5673,02 = 11078,82 руб/т.
Отчисления на социальное и медицинское страхование принимаются в размере 38,5% от затрат по элементу «заработная плата»
З¬с.с. = 0,385 × 9856,7 × 103 = 3794829,5 руб
Прочие денежные расходы принимаем по фактическим данным шахты в размере 5783000 тыс. руб. в год
Себестоимость 1 тонны угля по элементу «прочие денежные расходы» составит
Спр.р. = Sзатр / Агод¬; руб/т
Спр.р = руб/т
Затраты по элементу «топливо»
Расход топлива на собственные нужды предприятия составляет 0,6% от годовой мощности шахты Атоп = 0,006 × 2000000 т = 12000 т
Затраты по элементу топливо определяются по формуле
Зт = 12000 т × 1000 руб = 12000 тыс. руб
Себестоимость по элементу топливо определяется по формуле
Стоп. = ;
Сз.пл. = ; руб/т
Показатели эффективности труда.
Производительность труда рабочего по добыче, т/мес на одного рабочего определяется по формуле
П =
П = т/мес
Трудоемкость работ по шахте в целом чел.-смену/1000т. определяется по формуле
Тр = ;
Где Nяв – явочная численность рабочих по добыче
tдн – количество дней, отработанных одним рабочим за год.
Тр = чел. смен/1000т;
Показатели использования основных фондов.
Фондоотдача т /на 1руб. основных фондов
Фотд = на 1 руб. ОФ.
где Sосн – среднегодовая стоимость основных фондов, руб
Фондоемкость определяется по формуле
Фемк = руб/чел в г.
Показатель энерговооруженности определяется по формуле
Фэн = кВт×ч /год на 1 чел
Удельный расход электроэнергии определяется по формуле
Фуд = кВт×ч /т
Общая прибыль по шахте определяется по формуле
Побщ = (Ц – С) × Агод;
где Ц – отпускная цена 1 т угля
С – полная себестоимость добычи 1 т угля;
Побщ = (3690 – 1000) × 2000000 = 5,38 × 109 руб
Рентабельность производства, %
Р = ;
Где Sобор – среднегодовой остаток оборотных средств составляет 10% от основных производственных фондов.
Sобор = 0,1 × 2836509 × 102 руб
Р = ;
Показатели экономической эффективности капитальных вложений на реконструкцию шахты. Общая эффективность проекта реконструкции определяемая прибыль на 1 руб. рассчитывается по формуле
Эп = ; где
Кпр – капитальные вложения по проекту в реконструкцию,
Ен – нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений: Ен = 0,1
Эп =
Срок окупаемости капитальных вложений рассчитывается по формуле
Т = ; Т = лет;
Где – Тнорм – нормативный срок окупаемости капитальных вложений в реконструкцию;
Мероприятия по повышению эффективности производства
Таблица 29
Мероприятия Методика определения экономической эффективности Сумма экономии руб/год
Сокращение очистных забоев и увеличение нагрузки на забой
Изменение нагрузки на (очистной забой) шахту Снижение трудоемкости работ ;
Где - трудоемкость до и после сокращения оч. забоев
Экономия по зарплате
Эз = × Зср × А2;
Где Зср – средняя тарифная за смену с учетом коэффициента доплат
А2 – годовая добыча шахты после сокращ. очистных забоев, тыс т.
Э¬5 =
gш – удельный вес условно-постоянных расходов по шахте.
Э5 = 8,44 × 109
Т1(ф) = = .
Т1(ф) = = .
Nяв.ф = чел; Nяв.ф = чел;
= 276,1 – 144,2 = 131,9 ;
Эз = × 32000 × 2000 =8,44 × 109 руб.
6. Специальная часть.
НА ТЕМУ: РАЗРАБОТКА ЭФФЕКТИВНЫХ СПОСОБОВ ДЕГАЗАЦИИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ.
6.1. Анализ состояния вопроса
увеличение добычи угля и повышение производительности труда осуществляется в настоящее время в основном за счет концентрации горных работ. Рост глубины разработки и нагрузки на лаву сопровождается увеличением газовыделения в выработке.
Эффективным средством снижения метано выработок является дегазация угольных пластов. Опыт применения дегазации подтверждает технико-экономическую эффективность этого способа борьбы с метановыделениями в выработке [1].
Даже снижение газоносности пласта на 1-2 м3/т уменьшает выделение метена во время интенсивной добычи угля минимум на 2-4 м3/мин, на разбавление которого потребовалось бы дополнительно 200-400м3/мин воздуха. [1] При отработке мощных пластов, когда минутная производительность комбайна в 2-3 раза выше, влияние дегазации пласта на формирование безопасности по газу условий еще более ощутимо. На высокогазоносном пласте нагрузка на лаву возрастает практически линейно с увеличением эффективности пластовой дегазации.
Ныне действующий нормативный способ дегазации разрабатываемых пластов, основанный на длительном извлечении метана из пласта через пробуренные параллельно линии очистного забоя скважины, снижает газовыделение из пласта на 30-40% на глубине его залегания до 300-350 м и на 10-20% на глубине 500-600 м [1]. При такой низкой эффективности дегазации газоносных выбрасоопасных пластов нельзя обеспечить высокопроизводительную работу выемочной техники в глубоких газоносных пластах, где газовый фактор зачастую является определяющим при обосновании нагрузки на очистной забой. Поэтому необходимо разрабатывать новые способы дегазации в угольных пластах, значительно повышающих эффективность существующих способов по созданию безопасных условий труда.
1.2. Патентный поиск.
Краткое описание патентной документации и ее перечень отобранный для последующего анализа сводится в таб.32
Таблица 32
Патентный поиск
Наименование Страна выдачи и номер изобретения Заявитель автор, дата публикации Сущность заявленного технического решения
1 2 3 4
Способ дегазации при вскрытии газового пласта СССР
N1700265
E21F7/00 23/12/91
Бюл. №47
В.А. Ставровский,
Ю.Н. Бирюков,
И.А. Швед,
Ю.Л. Бубликов,
Д.И. Еремин,
Л.А. Шипулин и
А.Б. Кадушкина Цель – повышение безопасности буровых работ путем изолированного отвода газа в процессе вскрытия и перебуривания газоносного пласта.
Сущность: отвод газа осуществляют с помощью перфорированной тру
Сущность: под давлением нагнетается вода, производят гидравлическую обработку пласта в радиусе равном длине герметизатора.
Обсадное для дегазационных скважин. СССР
N1698H55
E21F7/00 15.12.91
Бюл. № 46
С.Н. Саламатов,
В.В. Касьянов,
Ю.В. Деев,
С.А, Икно, В.А. Маркин и И.В. Мишин Цель: снижение метаноемкости и трудоемкости
Сущность: Приме пластмассовых секций со специальным герметизатором
Способ дегазации угольного пласта СССР
N1657659
E21F7/00 А.М. Мореев,
В.С. Маевский,
Ю.В. Деев и
С.И. Никитин Цель: повышение эффективности дегазации пласта
Сущность: воздействие на пласт излучателем акустических колебаний, с созданием резонансной частоты.
1.3. Цель и задачи анализа
Целью данного проекта является выбрать из существующих способов дегазации угольных пластов наиболее эффективный и доказать их преимущества при внедрении их на шахте «Капитальная».
Задачей нижеизложенных способов является: значительное повышение эффективности дегазации и создание безопасных условий труда на высокопроизводительных выемочных участках. Причем новые решения должны быть комплексными, снижающими влияние вредных факторов на людей, технологию ведения очистных и подготовительных работ.
При реализации этих решений главным объектом для воздействия является угольный массив, а способом воздействия – снижение выбрасоопасности и газовыделения.
Основные угленосные регионы страны следует рассматривать не только как угольные бассейны, но и как крупные газовые месторождения со специфическими условиями распределения газов в угленосной толще. Общие геологические запасы метана в Донбассе, содержащиеся в угольных пластах превышают 2,5 трлн. м3. В угольных пластах рабочей мощности Кузбасса до глубины 700 м содержится 0,3 трлн. м3 метана. В Карагандинском бассейне запасы метана составляют около 1,5 трлн. м3 и в Печерском – до 1,7 трлн. м3 [2].
Согласно «Требованиям к комплексному изучению месторождений и подсчету запасов попутных полезных ископаемых и компонентов» к попутному полезному компоненту относится метан, который сосредоточен в зоне дегазирующего влияния будущих подготовительных и очистныхработ, а также дегазационных скважин, т.е. метан, который находится в зоне технически возможного извлечения из угленосной толщи при добыче угля. Извлекаемые запасы метана – это част балансовых запасов, которая может быть извлечена из угольных пластов с использованием современных технических средств и передовой технологии дегазации. Ежедневно в атмосферу выбрасывается около 6 млрд. м3 метана в том числе дегазационными системами - 6 млрд. м3. Количество используемого шахтного метана, извлекаемого дегазацией, составляет 0,3 млрд. м3 в год [1], что явно недостаточно.
6.4. Описание предлагаемых технических решений.
Новые способы дегазации пласта, признанные изобретениями разделены на группы:
Способы основанные на использовании эффекта многократного повышения газоотдачи пласта в скважины;
Способы дегазации с предварительным динамическим на пласты;
Способы с газоотдачей пласта в скважины, функционирующие в зоне разгрузки массива угля очистным забоем.
6.4.1 Способ дегазации при вскрытии газоносного пласта.
Позволяет повысить безопасность буровых работ путем изолированного отвода газа в процессе вскрытия и перебуривания газоносного пласта.
При бурении газоносного пласта, на расстояние равное его мощности. Дальнейшее бурение осуществляют буровым инструментом меньшего диаметра. При этом часть скважины в процессе бурения герметизируют коническим разбуриватилем. Последний располагают на расстоянии от бурового инструмента, равном мощности пласта.
Одновременно с бурением осуществляют отвод газа из пласта через перфорированный участок трубы. Конический разбуриватель препятствует выходу газа в горную выработку [3].
Способ дегазации проходит в два эта. На первом этапе скважину бурим с недобуром до вскрываемого пласта на расстояние, равное мощности пласта, после чего производят временную герметизацию скважины коническим разбуривателем, установленного от бурового инструмента на расстоянии, равном мощности пласта , а на втором этапе бурят скважину меньшего диаметра до пересечения вскрываемого пласта, при этом одновременно производят отсос газа и штыба через перфорированный участок трубы, который расположен между буровым инструментом и коническим разбуривателем изображено на листе 11, большой и меньший диаметры конического разбуривателя равны диаметру скважин.
Список использованной литературы
1. Килячков А.П. Технология горного производства: Учебник для вузов. – 4-е изд., перераб. И доп. –М.: Недра, 1992. 415с.
2. Бурчаков А.С. Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых. –М.: Недра, 1983. 487с.
3. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. –М.: Недра, 1986. 303с.
4. Хоронин В.Н. Машины и оборудование для угольных шахт. М.: Недра, 1987. 303с.
5. Бурчаков А.С., Малкин А.С., Устинов М.П. Проектирование шахт. –М.: Недра, 1985. 399с.
6. Вольцев М.М. Технология строительства горных предприятий в примерах и задачах.: Учебное пособие для вузов. –М.: Недра,1989. 573с.
7. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. –М.: Недра, 1986. – 447с.
8. Афоничкин А.А., Рыбников С.Е. Основные технико-экономические расчеты в угольной промышленности. –М.: Недра, 1992. – 192с.
9. Ильин В.И., Соин В.В. Проектирование шахт: Учебное пособие. Новокузнецк, 1993. – 47с.
10. Проходчик горных выработок: Справочник рабочего / Под редакцией А.И. Петрова. –М.: Недра, 1991. – 646с.
11. Проектирование шахт: Методич. Указания / Сост. Соин В.В., Сиб. Мет. Ин-т, - Новокузнецк, 1993. – 64с.
12. Рудничная вентиляция. – Справочник / Ушаков К.З., –М.: Недра, 1989. – 440с.
13. Бодягин М.Н. Рудничная вентиляция. –М.: Недра, 1967. – 320с.
14. Ушаков К.З., Бурчаков А.С., Пучков Л.А., Медведев Аэрология горных предприятий. –М.: Недра, 1987. 421с.
15. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт: –М.: Недра, 1975. –238с.
16. Озерной М.И. Электрооборудование и электроснабжение подземных выработок угольных шахт. –М.: Недра, 1983. 448с.
17. Пейсахович Г.Я., Ремизов Н.П. Справочник по шахтному транспорту. –М.: Недра, 1977. 624с.
18. Семенихин А.Я. Соин В.В. Смирнова С.А. Технология горнопроходческих работ и организация проведения подготовительных выработок. – Новокузнецк: СМИ, 1990. 86с.
19. Экономическая часть дипломного проекта: Методич. Указания. / сост. Смирнова С.А. СМИ, - Новокузнецк, 1989. – 32с.
20. Заплавский Г.А., Лесных В.А. Технология подземных очистных работ. –М.: Недра, 1989. 424с.
21. Вскрытие и подготовка шахтного поля. /Соин В.В, - СМИ. – Новокузнецк, 1987. – 33с.
22. Оформление расчетно-графической документации при выполнении курсовых и дипломных проектов. Методич. Указ. / сост. Фрянов В.Н., Лубяная Г.И. СМИ, - Новокузнецк, 1988. – 30 с.
23. Бокий Б.В., Тимофеев О.В, Технология, механизация и организация проведения горных выработок. –М.: Недра, 1983.
24. единые нормы выработки (времени) для шахт кузнецкого бассейна. –М.: Недра, 1981.
25. машины и оборудование для угольных щахт. Справочник. /Под ред. В.Н. Хорина. –М.: Недра, 1987.
26. Люринг Г.И. Уровень развития струговой выемки и требования к струговым установкам. – Глюкауф, 1982. №21, с. 25-33
27. Хенкель Э.Х. Критерии применения струговой выемки и требования к струговым установкам. – Глюкауф, 1982. №21, с. 4-7.
28. Пашедаг У. Кваак А. повышение производительности выемки угля отнесенной к площади пласта, при работе струговой установки со снятием полос по всей длине лавы. – Глюкауф, 1988. №22, с. 13-20.
3.11. Вентиляция шахты
3.11.1. исходные данные для расчета.
Исходные данные приведены в таблице
Таблица 14
Данные расчета
м2](http://files3.vunivere.ru/workbase/00/07/87/08/images/image168.gif){kind=small}
Уважаемый посетитель!
Чтобы распечатать файл, скачайте его (в формате Word).
Ссылка на скачивание - внизу страницы.