CUPRINS

CAPITOLUL I - Prezentarea caracteristicilor geologice şi hidrogeologice ale zăcământului de

carbune de la E.M.Livezeni

CAPITOLUL II - Deschiderea actuală si de perspectiva a E.M.Livezeni CAPITOLUL III - Stabilirea bazelor de proiectare

CAPITOLUL IV - Stadiul actual al executarii lucrarilor miniere orizontale si inclinate in steril

CAPITOLUL V - Proiectarea tehnologiei de executie a planului inclinat prin perforare impuscare

CAPITOLUL VI - Principalele procese tehnologice la executarea planului inclinat

CAPITOLUL VII - Tehnologia de lucru la săparea cu combina

CAPITOLUL VIII- Amenajarea planului inclinat

CAPITOLUL IX - Norme de protectia muncii

CAPITOLUL X - Calculul economic

CAPITOLUL XI - Concluzii

BIBLIOGRAFIE

CAPITOLUL I

PREZENTAREA CARACTERISTICILOR GEOLOGICE SI HIDROGEOLOGICE ALE

ZĂCĂMÂNTULUI DE CĂRBUNE DE LA E.M.LIVEZENI

1.1 Localizarea zăcământului .Prezentarea geologică şi hidrogeologică a zăcământului

Câmpul minier Livezeni este situat în zona estică a bazinului carbonifer Valea Jiului , în zona oraşului Petroşani , între râul Jiu şi pârâul Maleia. Se învecinează la est cu perimetrul de exploatare Lonea , la sud-.est cu perimetrul de exploatare Petrila , la nord –vest cu perimetrul de exploatare Dîlja, iar la nord cu perimetrul de exploatare Sălătruc. Administrativ , perimetrul de exploatare Livezeni , aparţine oraşului Petroşani , judeţul Hunedoara ,în vecinătatea căruia se află.

Fig. 1 Valea Jiului, pozitionarea mun. Petrosani

3

Perimetrul de exploatare Livezeni face parte integrantă din bazinul carbonifer Petroşani care constituie o unitate geologică distinctă în cuprinsul Carpaţilor Meridionali formată dintr-o zonă de şisturi cristaline. Accesul în regiune este asigurat de linia ferată electrificată Filiaşi – Livezeni – Simeria şi şoseaua naţională Tg.Jiu –Petroşani –Haţeg şi şoseaua judeţeană asfaltată Petroşani – Cîmpu lui Neag Relieful perimetrului are aspect colinar cu terase care scad de la nord spre sud. Reţeaua hidrografică este formată din văile principale ale Jiului de Est şi Jiului de Vest. Jiul de Vest are ca afluienţi pârâurileAninoasa , Doleriu Mare şi Doleriu Mic , iar Jiul de Est pâraiele Mărcuţ şi Boncii. Clima este continental temperată cu slabe influienţe mediteraneene, cu o temperatură medie de 9,5 grade Celsius. Vegetaţia este formată în cea mai mare parte din păşuni,pădurile acoperind suprafeţe întinse numai pe munţii dinpartea sudică a perimetrului . În cadrul bazinului se întâlnesc următoarele unităţi structurale majore :-Domeniul getic în vârstă anteproterozoic superior şi mezozoic.-Domeniul autohton proterozoic superior, antecarbonifer superior şi -mezozoic.-Complexul sedimentar al bazinului este construit din formaţiuni de vârstă mezozoic,neozoic şi cuaternar. Domeniul getic – constituie fundamentul bazinului şi apare la suprafaţă în zona sud-estică şi nord –estică. Peste fundament urmează în contact normal sau tectonic complexul sedimentar. Din punct de vedere petrografic este format din roci sedimentare cu caracter psamopelitic subordonat rocii magmatice metamorfozate în facies amfibolitic.Este alcătuit din următoarele rociparagnaise , micacee paragnaise cuartitice, gnaise mixte ,microşisturi şisturi cuartitice , gnaise amfibolitice ,amfibolitice ,şisturi afibolitice şi calcare cristaline. Învelişul sedimentar al pânzei getice de vârstă mezozoică este alcătuit din roci aparţinând a două faciesuri : unul calcaros şi unul dentritic.

4

Domeniul autohton este format din roci cristaline, reprezentat prin seriile Drăgăşani, Lainici, Păiuş şi Tulişa.

Seria Drăgaşani cuprinde două complexe stratificate: unul amfibolitic şi celalalt clorito -senicitos.

Seria Lainici - Păiuş cuprinde sisturi cristaline ale munţilor Parâng, Retezat şi Vâlcan.

Seria Tulişa apare pe rama sud - vestică, rama sud - estică şi sudică a bazinului.Această serie cuprinde trei orizonturi:- orizontul inferior, conglomeritic, ancazian şi cloritos- orizontul mediu calcaros şi şisturi verzi- orizontul superior dentritic calcaros şi filitos

Sedimentarul domeniului autohton este de vârstă mezozoică şi se dezvoltă în două faciesuri detritic şi calcaros.

Complexul sedimentar al bazinului PetroşaniComplexul sedimentar cuprinde formatiuni de vîrstă mezozoică,

nezozoică şi cuaternară..Mezozoicul este prezentat prin formaţiuni de vârstă cretacic

superior dispus discornant şi transgresiv peste fundament. Este alcătuit din conglomerate, gresii cenuşii clare, gresii verzui, marme si calcare fosilifere.

Mezozoicul este reprezentat prin depozite sedimentare de varstă paleogenă si neogenă.

Paleogenul este reprezentat prin formaţiuni atribuite etajelor Rupellian şi Chattian.

Paleogenul este constituit din conglomerate argile si gresii roşii verzui lipsit de forma şi flora fosilă. Este denumit şi orizont bazal şi are grosimi cuprinse între 200-500 m.

Chattianul este denumit şi orizontul productiv aici fiind cantonate stratele de cărbune.

Este dispus în continuitate de sedimentare peste orizontul bazal.Complezul are grosimi cuprinse între 200-500m şi este alcătuit din roci psamopelitice de calcare cenuşi, negricioase, gresii fine cenusii verzui, argile negricioase, marne cenusii, şi marno-calcare gălbui şi cafenii.

În cadrul acestui orizont se intalnesc 22 de strate de cărbune cu numeroase nivele fosiliere.

5

Neocenul este prezent prin formaţiuni miocene atribuite acvitanianului şi burdigalianului .

Acvitanianul este denumit şi orizont superior urmând în continuare de sedimentare peste chattian.

Este constituit din gresii argiloase sau gresiene verzui maronii in alternanţă cu argile verzui şi cenuşii iar sporadic se întâlnesc intercalaţii de argile cărbunoase şi cărbune şistos cu grosimi mici.

Cuaternarul este prezent prin pleistocen superior si halocen. Primului îi apartin terasele formate din pietrişuri, nisipuri, gresiere, iar halocenului îi revin şesurile aluvionale, conurile de dejecţie, soluri neacoperite de terase.

Tectonica

Depresiunea tectonică Petroşani are o structură de auto- sinclinală, complicat faliată cu orientare vest-nord, vest- est, sud- est.

Bazinul este constituit din trei unitati structurale majore: domeniul cristalinului getic, domeniul cristalinului autohton şi complexul sedimentar.

Fundamentul este constituit din cristalinul autohton peste care este dispus în pânză de sariaj cristalinul getic.În jumătatea estică a bazinului apar două cute anticlinale, având o ondulaţie slabă, separate printr-un sinclinal.

Pe lângă elementele plicative apar numeroase deranjamente disjunctive transversale şi direcţionale. În partea vestică caracterul sinclinal al bazinului se mentine în limite largi.

Principalele deranjamente disjunctive sunt : falia Jiului şi falia marginală nordică. Falia Jiului este falia care delimitează partea sudică a bazinului.

Amplitudinea deplasărilor provocate de aceasta este mare, ea creşte spre vest unde ajunge la 200-700 m. Falia marginală nordică delimitează sedimentarul bazinului de nord.

În extremitatea vestică a bazinului falia Jiului se uneşte cu falia marginală nordică.

Pe langă cele două falii principale se remarcă existenţa a numeroase falii tranversale şi direcţionale.

6

Fig.2 Bazinul carbonifer Valea Jiului

Stratigrafia

Structural, zăcământul Livezeni se caracterizează printr-o cută anticlinală cu zonă de maximă ridicare a depozitelor în extremitatea nord- estică. În partea nord-vestică şi în general în vest, depozitele se afundă spre sinclinalul Dâlja-Petrila, iar la sud şi la sud est coboară brusc, formând flancul nordic al sinclinalului Sălătruc.

Stratele de cărbune din perimetru au grosimi diferite dintre care stratul 3 formează obiectul exploatării.

În ordinea sedimentarii lor, stratele de carbune sunt urmatoarele Statul 1 - se întâlneşte sporadic la grosimi ce nu depăşesc 0,5 m.Stratul 2 - situat la 6-10 m în acoperişul stratului 1 , prezintă variaţii mari de grosime de la 0,05 m la 1,4 m , zonele cu grosimi mari fiind restrânse.Stratul 3 - este stratul principal şi se prezintă sub forma unui complex de bancuri de cărbune cu intercalaţii argiloase.Grosimea stratului este în medie 10-12 m, în zoma centrală şi nordică, spre sud existând o tendinţă de scădere a grosimii. Partea superioară a stratului este de trei ori mai compactă, iar spre culcuş, numărul şi grosimea intercalaţiilor sterile cresc. Stratul 3 se situează la o distanţă de 10-20 m faţă de stratul 2.Acoperişul este format de alternanţe de gresii cu argile bogat fosiliere cu floră , iar culcuşul de gresii dure albicioase sau silicioase sau argile grezoase cu resturi de plante fosiliere.Stratul 4 -este situat la 20-40 m în acoperişul stratului 3 ,fiind dezvoltat în 1-3 bancuri, neuniform , cu grosimi de 0,5 -1,85 m.Stratul 5 - este al doilea strat ca importanţă din perimetru , fiind situat la 40-60 m de stratul 3. Este format din 2-5 bancuri de cărbune, separate de intercalaţii subţiri de argilă.Grosimea stratului este în medie 2-6 m. Acoperişul este format dintr-o alternanţă de argile, marne şi marne calcare cenuşii cu faună, iar culcuşul din gresii şi argile grezoase cu concreţiuni sideritice.Stratul 6 - are o dezvoltare lenticulară cu grosimi sub 1 m.Stratul 7 - este situat la 30-50 , în acoperişul stratului 5, având grosimi mici , sub 1 m, nu formează obiect economic.

8

Stratul 8 - 9 - are grosimea cuprinsă în general între 0,45 -0,80 m şi sunt situate la 2-3 m unul faţă de celălalt.Stratul 11 - are o dezvoltare redusă cu grosimi sub 0,5 m.În acoperiş are argile fosilifere cu faună ,iar în culcuş argile grezoase cenuşii cu urme de plante. Stratul 12 -este situat la 45- 65 m în acoperişul stratelor 7-10.Este considerat cel de-al 3-lea strat ca extindere şi ca grosime.Deşi are grosimea peste 1 m, în multe zone nu se exploatează din cauza cenuşii ridicate.Stratul 13- prezintă extindere uniformă în perimetru. Este format din 1-2 bancuri de cărbune.În multe zone are grosimea de peste 1m , dar din cauza conţinutului mare de cenuşă nu se exploatează.Stratul 14- este situat la 20-30 m faţă de stratul 13 , fiind format din 1-2 bancuri de cărbune , extinderea stratului fiind neuniformă, lenticulară ,iar grosimea cuprinsă între 0,2-0,6 m.Stratul 15- se dezvoltă sub formă lenticulară, având grosimi în general sub 1 m.Stratul 16- este foarte slab dezvoltat la grosimi sub 0,5 m.Stratul 17- este slab dezvoltat la grosimi sub 0,5 m.Stratul 18- este format din 1-2 bancuri de cărbune având grosimi mici până la 0,9 m având apariţii insulare.Stratul 19 - a fost întâlnit în puţine foraje şi are o grosime redusă.

Condiţii hidrogeologice şi gaze

Lucrările de exploatare cu foraje executate în cadrul perimetrului nu au evidenţiat existenţa de pânze acvifere.

Forajele executate în cadrul câmpului minier nu au indicat iviri de gaze.Trebuie ţinut cont însă că în câmpul minier Livezeni, s-au semnalat gaze atât în foraje cât ţi în timpul exploatarii subterane.

Zăcământul în urma măsurărilor efectuate a fost încadrat de către INSEMEX Petroşani în categoria a IV-a.

9

Principalele caracteristici calitative si tehnologice ale substantelor utile

Pe baza probelor recoltate din carotele extrase din bancurile de cărbune ale stratelor cu grosimi mai mari de 0,2 şi de bancuri care au închis intercalări de steril mai mici de 0,1, au fost efectuate analize fizico-chimice pentru determinarea următoarelor caracteristici: -umiditate totală Wt = 1,5 - 10,5 %-conţinut cenuşă Aauh = 6,50 - 85,5 str. 5

= 5,40 - 77,9 str. 3-substanţe volatile V0

auh= 1,6 - 4,9 % str. 5 1,2 - 6,8 % str.3

-cocs Kr = 28,10 - 87,40 % str.5 = 50,3 - 87,40 % str. 3

-conţinut de sulf Sc = 1,58 - 4,68 % str. 5 = 0,4 - 4,46 % str. 3

-greutate specifică 1,55 - 1,65 kg/dm3 str.5 1,7 - 1,77 kg/dm3 str. 3

-putere calorică Qssub= 3065 - 6405 Kcal str. 5 1131 - 7630 Kcal str. 3

Qinf = 2885 - 6098 Kcal/kg str. 51099 - 6022 Kcal/kg str. 3

Aceste valori diferă de la strat la strat, înregistrându-se variaţii pronunţate , chiar şi în cazul aceluiaşi strat.

Însuşirile de anglutinare pentru stratul 3 sunt următoarele:-stratul 3 anglutinează slab si cocsifică foarte slab

În componenţa cărbunelui s-au întâlnit clorit, nitrit într-o proporţie mică fuzitul, micronitul, precum şi substanţele minerale cum ar fi calcita, argila, cuarţ şi sporadic şisturi.

Cărbunele este alcătuit dintr-o alternanţă de benzi cu luciu diferit cu aspect rubanat cu stratificaţia evidentă.

Predomină benzile semilucioase, au mai apărut şi benzi cu luciu de smoală şi foarte rar cele mate.

Caracteristicile calitative medii ale cărbunelui sunt următoarele:-cenuşă de anhidru Aauh = 51,55 %-puterea calorică Qi = 2927 Kcal/kg

10

1.2 Prezentarea condiţiilor de zăcământ sub oriz. 187Rezerve geologice, industriale şi de exploatareDezvoltarea stratului 13 în ramura sudică sub orizontul 187

Stratul 13 este stratul principal de zăcământ. Este bine dezvoltat având grosimea pe normală cuprinsă între 2 şi 17 m. Este format din numeroase bancuri de cărbune separat prin intercalaţii de steril. bancurile din acoperiş sunt mai groase şi cu intercalaţii mai mici de streil. Către culcuş stratul este efilat în mai multe bancuri cu grosimi mici, separate prin intercalaţii groase cu argile sau gresii.

Din documentaţia geologică de sinteză întocmită pentru câmpul minier Livezeni s-a estimat că stratul 13 în flancul sudic se extinde pe direcţie pe o distanţă de 1500 m şi pe înclinare pe 800 m, la o înclinare cuprinsă între 140 şi 160.

Tăria şi clivajul cărbunelui

Stratul 13 este situat la o distanţă de 30-70 m între ele în stratul 13 la 30-50 m de la limita bazal-productiv. Sunt stratele formate dintr-o alternanţă de bancuri de cărbune cu intercalaţii sterile pe un interval stratigrafic de 20-30 m. Cărbunele este compact în partea superioară a stratelor şi cu intercalaţii sterile spre culcuş.

Caracteristicile rocilor înconjurătoare

Acoperişul stratelor este format din gresii argiloase verzui cenuşii, vărgate cu resturi de plante, iar in acoperişul direct argile fine gazoase compacte fosiliere cu floră.

Culcuşul apropiat al stratelor este alcătuit parţial din argile şi argile silicioase, gresii verzui şi marne compacte.

Flora este caracterizată prin prezenţa pteridephitelor girnosperme şi argiosperme şi prin metoda vegetală de tip mezatrop, ierbos şi lemnos.

Stratele sunt situate în general în roci compacte şi la adâncimi suficient de mari ca să constituie ecran faţă de apele freatice din văile

11

răurilor şi pâraielor cu debit permanent. Singura posibilitate de infiltratie a acestora sunt lucrările miniere vechi.

1.3.Calculul rezervelor de substanţă minerală utilă din stratului 13 , între orizontul 130 şi 187

Din forajele executate de la suprafaţă în flancul sudic, rezultă că grosimea stratului 13 este 10,73 m, a stratului 15 este 3,02 m, iar pe normală, ţinând cont de înclinarea stratelor rezultă 13= 10,3 m şi m15 = 2,9 m.

Pentru calculul rezervelor de cărbune din stratele13 şi15 în flancul sudic între orizontul 130 şi 187 se măsoară cu planimetrul pe harta structurală suprafaţa între orizontul 130 şi 187 apoi se înmulţeşte cu grosimea medie pe care o luăm în calcul, a stratelor. Prin rezerva de bilanţ se înţelege rezerva geologică care poate fi exploatată şi valorificată din punct de vedere economic ţinând cont de condiţiile de zăcământ, cantitatea şi calitatea rezervei.

Rezerva de bilanţ se calculează cu relaţia :

Rb = S∙H∙γ∙C , [t] în care: S- suprafaţa pe orizontală

H-grosiomea medie a stratului γ-productivitatea stratului C-coeficient de extragere a rezervei C=0,85 Rb3=175000x10,3x1,6x0,85=2.451.000t Rb5=515500x2,9x1,6x0,85=2.033.132t

Se ştie că: Rb=Ri + ∑Rp [t]

unde: Ri-rezerva industrială, rezerva care se extrage la suprafaţă

∑Rp -pierderile totale de rezervă ∑Rp = Rp

p + Rpexp [t]

unde: Rpp-rezerva pierdută prin proiectare

Rpexp-rezervă pierdută prin exploatare

Rpp=0,1 Rb =0,01 x4484532 = 44845 t

Rb= Rb3 + Rb5 = 4.485.532 t

12

Rpexp= ( Rb - Rp

p ) ∙ Kexp

Kexp-coeficientul pierderilor prin exploatareKexp = 1-C =1-0,85 = 0,15Rp

exp = ( 4484532 - 44845 ) x 0,15 = 665.952 t∑Rp = 44845 + 66593 = 710798 t

Rezerva industrială va fi:Ri = Rb - ∑Rp = 4484532 - 710798 = 3.733.734 t

Calculul duratei de activitate a flancului sudic între orizontul 130 şi 187

Rezerva industrială fiind cunoscută şi ştiind că ponderea pe care poate să o reprezinte stratul 13 în producţia anuală a minei poate fi de 500.000/an, astfel putem calcula durata de activitate a minei:

Tc = Ri / A = 3773734 / 350.000 = 10,8 ani

Pentru determinarea duratei totale de activitate a flancului trebuie să se adauge duratei de activitate calculate Tc, durata de însuşire a activităţii de producţie proiectate a flancului T2.Adică:

Tt = Tc + T1 + T2 [ani]Tt = 11 + 2 + 3 = 16 ani

13

CAPITOLUL II

DESCHIDEREA ACTUALĂ SI DE PERSPECTIVĂA E.M. LIVEZENI

2.1. Deschiderea actuală a minei Livezeni.Lucrări miniere planificate până în anul 2012

Mina Livezeni este deschisă în prezent în adâncime prin următoarele puţuri: - Puţul Auxiliar principal - Puţul principal cu schip - Puţul Auxiliar Est - Puţul de aeraj nr.2 - Puţul Auxiliar nr.3 - Puţul de aeraj nr.4 , şi orizonturi aflate în funcţiune: - orizontul 575 - orizontul 475 - orizontul 180( care este şi orizontul principal de transport). Reţeaua de lucrări miniere este dezvoltată, în special în cadrul blocului IX , zonă în care se realizează procesul de exploatare în cadrul a două sectoare.

Fig. 3 Exploatarea miniera Livezeni

14

Fig. 4 Schema de deschidere a minei Livezeni

15

Legătura între principalul orizont de transport producţie , steril ,materiale şi personal oriz.187 şi oriz.130 dezvoltat în sectorul I al minei ( partea estică) este realizată prin cele două plane înclinate şi anume: - planul încilnat în culcuşul str.13 , cota 130 -187.

De asemenea , principala axă de aeraj în curs de finalizare este planul înclinat de aeraj din culcuţul str.13 , plan ce face legătura cu lucrările din str.13 aflate între cotele 271 şi cota 412. Principalele procese tehnologice din subteran şi suprafaţă se desfăşoară după cum urmează: - Transportul producţiei în subteran se realizează pe transportoare cu benzi montate pe planele înclinate din culcuşul str.13 şi pe orizontul 187 până la complexul de însilozare, de unde producţia este extrasă la suprafaţă prin intermediul a două schipuri de 8 tone. La suprafaţă producţia este preluată de transportoare cu benzi şi condusă la preparaţia Livezeni. Producţia rezultată din cadrul sectorului I ( zona estică a blocului VI) este preluată pe transportoarele cu benzi de la orizontul 475 , încărcată apoi în vagonete şi extrasă prin puţul nr.3 la suprafaţă de unde este preluată de mijloacele auto şi transportată la preparaţia Livezeni.Astfel transportul din cadrul acestui sector se va realiza prin subteran şi unul pe planul înclinat din culcuşul str.13. Evacuarea aerului viciat se realizează sectorizat astfel : - aerul viciat din cadrul sectorului I la staţia - suitor puţ nr.4 Petrila Sud. - aerul viciat din cadrul sectorului II - la staţia Puţ nr.2 Evacuarea apelor se realizează prin cele două staţii de pompe existente din care una amplasată la baza planului înclinat , iar staţia principală în zona circuitului puţului auxiliar incinta principală. Alimentarea cu energie electrică în subteran este realizată din staţiile traffo existente şi care deservesc atât abatajele cât şi lucrările de investiţii.

2.2.Lucrări miniere de pregătire şi de exploatare a stratului 13

În prezent , obiect al exploatării subterane îl constituie stratul 13 din cadrul blocului IX.

16

Acest strat are grosimea de 12 -14 m în cazul stratului 13. La alegerea metodelor de exploatere adecvate pentru mina Livezeni s-au ţinut seama de o serie de influienţe a factorilor naturali care se grupează după cum urmează:

- prima grupă -factorii naturali care influienţează nemijlocit asupra metodei de exploatare care cuprinde elementele caracteristice de zăcământ ale stratelor, tectonica zăcământului şi conţinutului de gaze a stratelor.

-a doua grupă -factorii naturali ce nu influenţează asupra metodei de exploatare ca: proprietăţile fizico-mecanice, ale rocilor, adâncimea zăcământului, adâncimea de exploatare, presiunea minieră şi pericolul de autoaprindere a cărbunelui.

-a treia grupă -factorii ce au influenţă asupra metodei de exploatare ca: periculozitatea prafului de cărbune, infiltraţii de apă şi calitatea cărbunelui.

Avându-se în vedere factorii enumeraţi mai sus, în cadrul minei Livezeni se folosesc metode de exploatare cu stâlpi lungi pe direcţie cu felii pe înclinare stratul 13 eploatandu-se în mai multe felii cu varietate în avans şi în retragere.

Lucrările de pregătire ce se execută în cadrul acestor metode de exploarate constau din următoarele:

-galerii de bază pentru fiecare stâlp de exploatare şi pentru fiecare felie.

-galerii de aeraj sau canal de aeraj pentru fiecare stâlp de exploatare şi pentru fiecare felie la stratul 13.

-suitorii de colectare a producţiei executate în cărbune care fac legătura cu galeriile direcţionale din culcuşul stratului 13 bloc IX.

-suitorii de aeraj executaţi în cărune care fac legătura cu planele înclinate din culcuşul stratului 13.

Forma şi secţiunea lucrărilor miniere, a lucrărilor din pregătire s-au ales în aşa fel încât aceste lucrări să asigure spaţiul util pentru aeraj şi transport materiale sau utilaje chiar în condiţia aplicării coeficientului de convergenţă maxim stabilit şi anume de 35-56 %.

Profilele utilizate la susţinerea lucrăilor de pregătire se realizează cu profile luminate de tip SG-23 şi SG-29.

Din aceste motive profilele ce s-ai iluminat sunt mari şi anume GDM-10, GDM-12, iar amplasarea planelor înclinate de steril s-a dispus la minim 25m distanţă de culcuşul stratului sau zona aflată în exploatare.

17

Tehnologia de execuţie a lucrărilor de pregătire constă în următoarele:

Tăierea cărbunelui sau sterilului la lucrările de pregătire se realizează prin procesul de perforare-împuşcare iar la lucrările în cărbune mai lungi de 250 m se utilizează combina GPK-S.

Încărcarea materialului rezultat în urma săpării lucrărilor de pregătire se va realiza mecanizat în cazul tăierii cu combina de înaintare în cărbune şi manual sau cu maşini de încărcat în cazul executării prin procesul perforare -împuşcare.

Transportul materialului executat se realizează de la caz la caz cu transportoare cu rachete, cu benzi de cauciuc şi cu vagonete.

În cadrul metodelor de exploatare cu stâlpi pe direcţie atât la exploatarea în avans cât şi în retragere se execută următoarele operaţiuni:tăierea cărbunelui, susţinerea abatajului, dirijarea presiunii miniere, evacuarea cărbunelui şi realizarea tavanului artificial .

Tăierea mecanizată se realizează atât cu combina KS-3M cât şi cu combina 2K-52My.

Susţinerea abatajului se realizează cu susţinere SMA-2 sau SMA-P2H.

Încărcarea cărbunelui se face de către utilajul ce execută tăierea.În abataje cu lungime mare pe direcţia de avansare a forajului se

vor utiliza transportoare cu rachete de tip 'călăreţ' în combinaţie cu transportoare cu baudă.

Dirijarea presiunii se face prin prăbuşire totală după fiecare păsuire a complexelor.

18

CAPITOLUL III

STABILIREA BAZELOR DE PROIECTARE

3.1. Tipul si caracteristicile rocilor strabatute

În afara orizonturilor acvifere freatice din terase şi aluviuni, aflate la suprafaţă, în adâncime nu există roci permeabile în care să se acumuleze ape subterane mici în cuprinsul zăcământului, nici în vecinătatea acestuia.

Căteva din caracteristicile rocilor înconjurătoare în care se vor executa lucrările miniere de deschidere a flancului sudic sub orizontul 187 ( deschiderea orizontului 130).

marme grezoase gresii verzui-greutatea specifică γ 2,7∙ 104 2,72 ∙ 104 N/m3

-greutatea specifică aparentă γ 2,51 ∙ 104 2,624 ∙ 104 N/m3

-umiditatea W 1,365 % 0,593 %-rezistenţa de rupere la-copresiune σc 23,45 44,75 MPa-rezistenţa de rupere la tracţiuune σt 4,46 5,33 MPa-rezistenţa la încovoiere σî 3,08 MPa-coeziunea C 8,67 MPa -unghiul de frecare interioară φ 480

-modulul de elasticitate E 4212,5 MPa-Coeficientul lui Parsseu μ 0,073

-gradul de stabilitate 0,573 = n ∙ γ ∙ H / σc = 0,3

3.2.Nominalizarea lucrarilor miniere proiectate

În cadrul orizontului 200 sunt cuprinse toate lucrările aparţinătoare orizontului 200 propriu-zis , precum şi lucrările de legătură cu orizontul inferior (oriz.130) care contribuie la deschiderea

19

pe orizontală. Din cadrul complexului de lucrări nominalizăm următoarele: 1. Plan înclinat oriz. 130-187 2. Galerie transversală principală oriz.130

3.3.Scopul şi destinaţia lucrărilor miniere;amplasament , legătura cu celelalte lucrări miniere;durata de serviciu , mod de amenajare

A. Planul înclinat orizont 130-187 Scopul executării planului înclinat oriz.130-187 este multiplu. Astfel primul scop este că prin executarea acestui plan înclinat se va deschide rezereva stratului 13 între oriz. 130-187. Al doilea scop ca importanţă este realizarea căii de transport cărbune parţial materiale şi personal precum şi introducere a aerului proaspăt pentru viitoarea exploatare ce se va desfăşura în blocul IX. B. Galeria transversală principală oriz.130 va asigura în prima etapă transportul producţiei ,personalului şi o parte din materiale , precum şi introducerea aerului proaspăt la abatajele în funcţie. Legătura dintre oriz.130 şi celelalte orizonturi se realizează fie de-o parte prin planul înclinat 130-187 şi pe de altă parte prin lucrările de pregătire ce se execută. Durata de serviciu a lucrării este de 21 ani ca orizont de bază şi 16 ani ca orizont de cap. Amenajarea lucrărilor va fi realizată după cum urmează:

Planul înclinat va fi amenajat pentru a asigura transportul producţiei pe transportoare cu benzi suspendate şi pentru asigurarea transportului materialelor pe cale ferată cu ajutorul vagoneţilor , cărucioarelor şi platformelor. De asemenea , planul înclinat va fi amenajat cu scări şi canal de colectare a apelor . Galeria de ocol de la baza planului înclinat va fi amenajată cu cale ferată simplă şi canal de colectare a apelor. Galeria principală , oriz.130 va fi amenajată cu cale ferată, transportoare cu bandă, transport cu monorai precum şi n canal pentru evacuarea apei.

20

3.4.Alegerea formei profilului şi dimensionarea secţiunii în lumină. Alegerea profilului standardizat.

La săparea galeriilor în roci cu tărie medie se recomandă profilul cu pereţi drepţi şi tavan boltit (semicircular) sau profil cu pereţi arcuiţi şi tavan cu boltă semicirculară.

Deoarece presiunea totală din pereţi la lucrările miniere existente la E.M. Livezeni este semnificativă vom adopta profilul cu pereţi drepţi şi tavan boltit.

Dimensionarea secţiunii utile a galeriei va ţine seama de următorii parametrii:-dimensiunea mijloacelor de transport şi numărul lor-dimensiunea culoarului de circulaţie a personalului-limitele admise de normele de protecţia muncii la amenajarea lucrării-verificarea secţiunii la debitul de aer-verificarea la capacitatea de transport impusă de producţia zilnică a minei

Lucrările miniere pentru deschiderea orizontului 130 sunt amplasate la 500 m faţă de suprafaţă.

Stabilirea profilului

-lăţimea la vatră a lucrăriiB=m + A+n+A+P

B= 200+1200+600+1030+300=3330m

m-distanţa dintre mijloacele de transport şi peretele galeriei pe partea ce nu e prevăzută cu culoar pentru circularea personalului mmin=200mmA-lăţimea maximă a utilajului de transportP-distanţa de siguranţă dintre 2 mijloace de transport în mişcaren-lăţimea culoarului de circulaţieh3-înalţimea masurată de la nivelul marginii superioare a mijloacelor de transport până la partea superioară a spaţiului de circulaţie.

h3= 1800 - ( h- ha )h3=1800 - ( 1400 + 150 ) = 250m

21

h2-înălţimea galeriei de la nivelul stratului de balast până la talpa bolţii.h2=h1+ha

h2=1600 + 150 = 1750m

Raza bolţii în zona centrală:R = 0,692 ∙ B = 0,692 ∙ 3330 =2304 m

Deoarece f=4 vom aplica:

h0= B

h0= 3330 = 1110 mm

Suprafaţa în lumină a galeriei:S= B(h2 + 0,39 B) S = 3,330 (1,750 + 1,342) = 11,29m2

Perimetrul galeriei în săpare:P= 2h2+2,33BP=2∙1,75 + 2,33 ∙ 3,33 = 11,0

Perimetrul galeriei în lumină:

P = 2h3 + 2,57 B1

B1=B + gg-grosimea susţineriiB1=3330+120=3450mmP=2∙0,25+ 2,57∙2,45=9,35m

Secţiunea lucrării va fi standardizată astfel încât sa satisfacă relaţia:SSTAS> Scalculată

22

Fig.5 Profilul tipizat GDM-12

9

Din albumul de lucrării miniere tipizate vom alege profilul GDM-12 şi pentru galeria de la orizontul 130 şi PLDM-12 pentru planul înclinat orizont. 130-187.

Determinarea intensităţii de încărcareq=hb∙γ∙L=0,949∙2,69∙104∙0,6=1,18tf/m2

-reacţiunile la baza stâlpilor

A=B= = =2,81 tf/m

-reacţiunea elastică a rocilor din peretele galeriei

Q=K∙ =66∙ = 0,78 tf/m

-împingerea orizontală

H= = = - =0,55tf/m

f0 = 3,55-înălţimea susţineriir = 2,16-raza bolţii susţinerii

-coordonatele secţiunii periculoase pentru susţinerea elastică

x0 = = = 1,12m

y0 = +h = +0,794 = 2,60m

-momentul maxim încovoietor

Mmax= ( -x0)- ( -x0)2-H∙y0-Q(y0-h)

Mmax= 2,81 - - 0,55 ∙ 2,6 - 0,78

(2,6-0,749)Mmax = 3,55184 - 0,94264 - 1,43 - 1,44378 = 0,56tf

-modulul de rezistenţă

W= = 43,08 m3

Deci putem alege un profil special de 29 kg/m cu modulul de Wx = 94cm3 şi F = 37 cm2

24

-efortul axial la compresiune

Nx = A

Nx= 2,81

Nx = 1,76 tf

-efortul total la încovoiere în secţiunea periculoasă va fi:

/cm2

3.5. Date generale de proiectare

Din datele anterioare la capitolele anterioare şi după dimensionarea profilelor alese pentru planul înclinat oriz. 300-250 şi galeria de la oriz. 250 putem lua caracteristicile principale necesare la proiectare din 'Albumul de lucrări miniere tipizate' la profilul GDM-12.

Paraetrii lucrării Unitatea de măsură Valoarea pentru orce valoare a lui 'f' '

Suprafaţa utilă m2 12,00Suprafaţa între vatră şi boltă

m2 13,00

Suprafaţa totală m2 13,76Suprafaţa de săpare a canalului

m2 0,43

Suprafaţa de betonare a canalului

m2 0,21

Suprafaţa de scurgere a apelor în canal

m2 0,22

ά∙10-4

QaerQapă

m3/minm3/h

11-135760-10800240

Susţinerea metalică cu profile SG-29 este o susţinere elastică din 4 elemente(2 stâlpi şi 2 grinzi).Partea inferioară a stâlpilor este prevăzută cu saboţi pentru a micşora pe vatră a susţinerii.

25

Sub saboţii stâlpilor se introduce o talpă de lemn sau un bolţar de beton.

Grinzile se ansambleaza cu stâlpi pe o porţiune de 400 mm prin suprapunerea şi srângerea cu ajutorul şuruburilor.

Între două cadre vecine se vor monta strângători pe ambii pereţi ai galeriei.Numărul acestora este în funcţie de caracterul solicitărilor dinamice ale lucrării.

3.6.Aprecierea gradului de stabilitate a rocilor

Pentru calculul presiunii rocilor se pot aplica metode de calcul bazate pe metodele elasto-lastice de interpretare a interactiunii dintre roca si sustinere, respectiv ipoteza lui Protodiakonov, Labasse si P.M. Timbarevici.

Ipoteza lui ProtodiakonovValoarea presiunii rocilor de la tavan Pt, asupra sustinerii care

actioneaza pe unitatea de lunhgime a lucrarii este data de greutatea masei de roci din interiorul boltei si se determina cu relatia:

Pt = ∙ a ∙ b ∙ γ

Iar asupra unui cadru de sustinere:

Pt = ∙ a ∙ b ∙ L ∙ γ

a– jumatatea lucrarii in sapare la tavan, mb– inaltimea boltei de echilibru natural

b=

f-coeficientul de tarie al rocii dupa Protodiakonovf=4γ-greutatea volumetrica a rocilorγ=2,69 104 N/m3

L-distanta intre cadrele sustineriiL=0,6 m

26

Pt= ∙ 2,389 ∙ 0,949 ∙ 0,6 ∙ 2,69 ∙ 104 = 4,86 ∙ 104 N/m2

Pt= 48daN/m2

Dupa Labasse presiunea se poate determina cu relatia :

P= γ ∙ H (1- sinφ)

H=500m – adancimea la care se executa lucrarea

P = 2,694 ∙ 104 ∙ 500(1-sin48)

P=43daN/m2

R-raza de sapareR=2,3m

Rp=R+

Dupa Timbarevici adancimea la care se extinde miscarea particulelor de roci din vatra lucrarii se determina:

Xo=

To=

Do=Da-DpDa-presiunea activaDp-presiunea pasiva

Da=

Da=1016N

Dp=

Do=1016-513=503N

To=503

CAPITOLUL IV

STADIUL ACTUAL AL EXECUTARII LUCRARILOR MINIERE ORIZONTALE SI INCLINATE IN STERIL

27

4.1.Studiul actual al mecanizării săpării galeriilor şi planelor înclinate în steril

În perioada 1990 - 2000 s-au amplificat creşteri relativ mari ale volumului de lucrări miniere de deschidere ce trebuiau executate în cadrul perimetrelor vechi şi noi din Valea Jiului.

Astfel în perioada 1995 - 2000 s-a amplificat executarea a cca.15 km de lucrări, un volum cu aproape de trei ori mai mare faţă de perioada 1990 - 1995.Din cauze diverse numai cca. 56% s-au realizat restul fiind planificat în perioada 2000-2005 si 2005-2010.

Din volumul lucrărilor planificate cea mai mare parte revenea ghaleriilor cu pondere 75-79% şi 4% planelor înclinate.

La săparea galeriilor în steril în steril din Valea Jiului se foloseşte cu precădere metode prin perforare - puşcare şi în cazuri singulare s-au folosit combinele cu tăiere integrală şi cu tăiere punctiformă.

La săparea prin perforare - puşcare gradul de mecanizare al principalelor operaţii de bază, perforare gauri, încărcare şi evacuare rocă, variază foarte mult de la o mină la alta.

Perforarea găurilor se realizează în principal cu perforatoare preumatice de tip P-90 montate pe coloane telescopic Unele mine cum sunt Uricani , Valea de Brazi, Petroşani, Lupeni şi Lonea sunt dotate şi cu cărucioare de perforat tip BUR-2 dotate cu două perforatoare relativ percutante tip BU preumatice.

Experimentul la săparea unor galerii în steril de la minele Bărbăteni şi Lonea - Pilier s-a utilizat în căruciorul IMP-2 (proiectat de UTP - catedra de maşini miniere) cu acţionare hidraulică a sistemului de deplasare şi al comenzilor dotat cu 2 perforatoare rotativ percutante preumatice P152 (Independenţa Sibiu).

Perforarea cu perforatoare P-90 montate pe culoare telescopice menţine viteza de perforare şi productivitatea muncii la valori scăzute şi foarte scăzute din cauza performanţelor slabe ale perforatoarelor datorate presiunii scazute ale aerului comprimat ce nu permit

28

perforarea concomitentă cu 3-4 perforatoare. De aici apare cu o pondere mare nefolosirea timpului de muncă al oamenilor şi aşa numeroşi din echipă.

Soluţia de utilizare a căruciorului de perforat BUR - 2 la săparea în steril a galeriilor duble a condus în mare parte la reducerea timpului de perforare (Uricani, Petroşani, Valea de Brazi) însă cu înregistrarea a numeroase deficienţe ca :

-Sistemul de fixare manualal căruciorului necesită un timp de pregătire relativ mare (25-30%) dacă se raportează la timpul efectiv de perforare.

-Avand un numar mare de metode preumatice căruciorul BUR-2 se evidenţiază ca un mare consumator de energiece indică preţ de cost.Totodată la presiuni reduse ale aerului comprimat nu se poate folosi al doilea perforator iar vitezele de perforare sunt reduse.

-Poziţionarea perforatorului în locurile fixate pentru găuri se face cu dificultate datorită vitezei mari de manevră a braţelor, realizate de cilindrii hidraulici şi care nu poate fi micşorată de la pupitrul de comandă.

-Amplasarea manevrelor de comandă în ambele parţi laterale ale pupitrului impune doi operatori la comanda perforatoarelor.

Căruciorul de perforat IMP-2, proiectat şi construit de colectivul de maşini miniere din UT Petroşani se evidenţează printr-o mare precizie în manevrarea braţelor port-perforator precum şi prin sistemul de calare cu patru suporţi la sol acţionaţi hidraulic care asigură o mare rapiditate în pregătirea şi încheierea operaţiei de perforare.

Actionarea electrohidraulică a sistemelor de comandă şi de deplasarereduce consumul de energie faţă de căruciorul BUR-2 şi asigură o funcţionare optimă a perforării, forţa de avans putând fi reglată pe cale hidraulică în limitele ei optime.

Mecanizarea celei de a doua operaţii principale, încărcarea rocilor s-a realizat în principal cu maşini de încărcat cu cupă de construcţie indigenă MIC-2P şi MIC-3P şi cu maşini grele de import MPM-HE şi PP-2N (Rusia).

Pe linia evacuării săa rămar la sistemel clasic cu vagonete de 1000 l manevrate manual şi care favorizează creşterea timpilor reproductivi între 35-45% din timpul total al încărcării.

29

Fig. 6 Vagonete

Utilizarea vagoanelor-siloz construite la UTP de 8 şi de 10 m3

capacitate nu se pot folosi decăt în cazurile în care descărcarea rocilor se face într-un suitor colector din apropierea frontului în săpare. În concluzie mecanizarea evacuării rocilor în spatele maşini de încărcat este deficitară la toate minele din V. Jiului.

De asemenea maşinile de încărcat MIC-2P, datorită capacitaţii şi puterii mici realizează productivitaţi reduse în cazul rocilor tari şi foarte tari.

La săparea galeriei de deschidere din Valea Jiului susţinerea se realizaeză aproape în exclusivitate în metal. În prezent, montarea se realizează manual din care cauză operaţia necesită un foarte mare volum de muncă şi timp.

Din cele prezentate reiese că la execuăia cu explozivi a galeriei de deschidere, mecanizarea principalelor operaţii se face într-o măsură redusă ceea ce justifică oarecum vitezele mici de săpare realizate.

Din statisticile CNH Petroşani din ultimii 5-6 ani rezultă că avansurile medii lunare variază între exploatărie miniere din Valea Jiului.

Variaţiile foarte mari ale vitezelor de săpare care raportate la cele obişnuite sunt mai mici cu de trei patru ori , iar productivităţile înregistrate în anul 1990 şi 1991 cu de 5-8 ori şi mai mici (0,05m/post) faţă de 0,3-0,45 m/post.

30

Cele mai mici viteze de săpare s-au obţinut în condiţiile trecerii de la 3 sch/zi la 4 sch/zi, fără modificarea numărului de oameni pe schimb, cu excepţia unor brigăzi de la Valea de Brazi care au reuşit să realizeze 2-3 salturi pe zi, la celelalte mine majoritatea brigăzilor se limitează la 1 salt de 1,2-1,5 m pe cele 4 schimburi, în fiecare schimb realizându-se numai una din operaţiile de bază.

Făcând o sinteză a celor prezentate rezultă următoarele grupe de cauze care au contribuit la vitezele reduse:

a)Dotarea tehnică a brigăzilorb)Transportul sterilului la evacuare şi aprovizionarea cu

materiale şi piese de schimbc)Organizarea procesului de săpare în front şi în spatele

frontului.a)Dotarea tehnică a brigăzilor poate fi considerată principala

cauză a vitezelor reduse dacă s-ar ţine seama de productivitatea utilajelor.

Deşi la perforare şi la încărcare se folosesc utilaje învechite acestea au o productivitate redusă ca urmare a nefuncţionării lor la parametrii optimi datorită presiunii aerului comprimat sub 4 atm., a întreţinerii necorespunzătoare a utilajelor, a lipsei pieselor de schimb în special a capetelor detaşabile la sfredele ş.a.Toate acestea sunt conelate cu o proastă organizare a operaţiei.

b)Transportul rocilor la evacuare şi aprovizionarea - constituie unul din principalele puncte din sectorul de investiţie al minelor.

Manevra manuală în spatele maşini de încărcat şi distanţele mari de manevră face ca productivitatea maşinilor să scadă de 3-5 ori faţă de cele teoretice, iar efortul oamenilor să fie foarte ridicat.La aceasta se mai adaugă frecvenţa lipsa a vagonetelor goale.

Legat de aprovizionarea cu materiale (cadre metalice, bandaje, cale ferată, traverse, coloane de aeraj, ş.a.), aceasta se realizează de catre brigadă de la distanţe foarte mari şi fără a avea mijloace mecanizate de transport.

4.2. Mecanizarea complexă la săparea galeriilor de deschidere din Valea Jiului

31

Săparea galeriilor cu ajutorul combinelor de înaintare s-a materializat în Valea Jiului prin achiziţionarea în ultimi 20 de ani a multor tipuri de combine atât de greutate mică cât şi medie.

Aceste combine s-au folosit atât în pregătiri executate în cărbune, cât şi în galerii executate în roci tari C 550 daN/cm3.

Dintre combinele străine achiziţionate: PK-7,CPK şi PK-9R, Alpine AM-50 (Austria), Dosca MK-2A (Anglia) şi Pouret ARCL-1 (Germania) de CI-2 la UM Timişoara.

Dintre combinele utilizate în steril:AM-50 şi MK 2A. Performanţele mai mari şi simplitatea constructivă a combinei Alpine a condus la cumpărarea licenţei şi fabricarea ei la UM Timişoara sub denumirea de CI-2.

Cuexcepţia seriei zero şi a cătorva exemplare di următoarele serii, combinele CI-2 nu s-au dovedit eficiente la săparea galeriilor în steril, vitezele de săpare rareori depăşind 2m/zi. La acestea au contribuit atât deficienţele de ordin constructiv cât şi de ordin tehnico-organizatoric la beneficiar.

Pentru tăierea în roci sterilele cu duritate mare f= 3÷6 s-au achiziţionat combine cu tăiere integrală DemagTVN 4-5 din Germabia care poate realiza galerii de formă circulară cu raza de săpare 2,3÷2,4m.Introdusă la săparea unei galerii principale de la orizontul 400 EM Uricani s-a reuşit realizarea unor avansări ce au variat de la 17 la 18 m pe zi. Neomogenitatea rocilor şi prezenţa unor falii secundare pe traseul de săpare a condus la surpări frecvente ale rocilor din tavan care a redus la minim eficienţa de săpare cu această combină.

Fig.7 Detaliu al combinei de inaintare

La vitezele reduse înregistrate au contribuit şi timpul foarte mare înregistrat la montarea susţinerii inelare a aprovizionării defectuase cu

32

materiale şi piese de schimb, deficienţe în realizarea evacuării în spatele combinei etc.

Astfel de combine sunt rentabile numai la săparea galeriilor cu o lungime mai mare de 6 km în condiţile în care rocile îşi păstrează stabilitatea pe o distanţă de minim 150m de front pentru a se asigura rigiditatea necesară la montarea susţinerii metalice inelare.

Asemenea cerinţe se întălnesc în Valea Jiului numai în perimetrul minier Valea de Brazi la nivelul oriz. 300. Şi aici vor apărea unele dificultăţi atăt de ordin geologic cât şi economic.

Făcănd o sinteză a cercetărilor efectuate asupra combinelor de înaintare aplicate pănă în prezent la săparea galeriilor din Valea Jiului, rezultă următoarele aspecte:

-combinele cu tăiere integrală îşi vor găsi o utilizare datorită lungimii reduse a galeriilor, precum si a rocilor din anumite zone de pe traseu care impun o susţinere imediată a lucrării.

-combinele cu atac parţial vor asigura cea mai mare eficienţă la săparea galeriilor în condiţiile în care caracteristicile rocilor intersectate sunt cunoscute cu precizie iar tăria acestora nu depăşeşte domeniul de aplicare al combinei alese.

-în spatele combinei se asigură o evacuare permanentă a rocilor , fără întrerupere şi la capacitatea maximă de tăiere a coombinei.

-dacă la montarea susţinerii se vor folosi instalaţii de ridicat prin care se vor reduce la minim timpul de realizare a operaţiei fără a fi discordanţa actuală faţă de timpul de tăiere.

-oamenii din brigadă să aibă o calificare diversificată, a.î. să rezolve pe loc dificultăţile întălnite.

-aprovizionarea cu materiale, cu piese de schimb să se facă în permanenţă şi în calităţile necesare.

-săptămânal să fie efectuate provizii generale ale combinei şi a celorlante utilaje din dotare .

La săparea planelor înclinate se practică în exclusivitate metoda de perforare-împuşcare.

4.3. .Alegerea unor soluţii tehnice pentru mecanizarea săpării planului inclinat

33

La baza alegerii soluţiilor tehnice de săpare a galeriei şi planului înclinat au stat următoarele: 1.Caracteristicile fizico-mecanice ale rocilor intersectate (σc = 250 - 450daN/cm3 )

2.Profilele tipizate ale galeriilor generalizate pănă în prezent PLDM-12, GDM-12 .

3.Dotarea tehnică existentă a mijloacelor mecanizate , de perforare, încărcare a rocilor, şi de montare a susţinerii fabricate atât în tară cât şi importate.

4.Maşinile şi utilajele pentru care C.N.H. Petroşani este în curs de negociere a importului de la diverse firme occidentale.

5.Combinele de săpare din dotare care şi-au dovedit eficienţa la executarea galeriilor în steril precum şi cele propuse a fi importate.

6.Deficienţele de natură tehnică şi organizatorică.7.Implementarea muncii mecanizării în scopul reducerii la

minim a eforturilor oamenilor.8.Diversificarea pregătirii profesionale a oamenilor din brigade

cu accentuarea pregătirii lor cu caracter electromecanic şi economic. Având în vedere cele prezentate şi tratate pe larg în capitolele

precedente pentru săparea galeriilor de deschidere din Valea Jiului se iau în studiu următoarele variante tehnologice de mecanizare:

La săparea prin perforare-puşcare A. Săparea planului înclinat în dotarea cu perforatoare

percurtante P-90 şi încărcarea manuală pe TR-3.B. Săparea galeriei cu căruciorul de perforat IMP-2, maşina de

încărcat MIC3P.În ambele variante transportul materialelor se face instalaţie

ITM-32 de construcţie românească iar evacuarea rocilor cu vagonete de 1000 l pe cale ferat cu econtamentul de 630 mm.

C.Săparea cu combina cu taiere selectivă GPK-S. Mijloacele de transport vor fi identice celor de la perforare-puşcare.

CAPITOLUL V

34

PROIECTAREA TEHNOLOGIEI DE EXECUTIE A PLANULUI INCLINAT PRIN PERFORARE

IMPUSCARE

Înbunătăţirea tehnologiilor de execuţie a lucrărilor miniere prin procesul perforare-puşcare, în vederea obţinerii unor viteze mari de săpare, presupune înbunătăţirea parametrilor tehnologici. Lungimea de gaură, nr. găurilor, schema de amplasare a găurilor, folosirea utilajelor din front la capacitatea maximă , mărirea coeficientului de a acestora peschimb, operaţiile din cadrul unui ciclu pentru ca în final să rezulte un preţ de cost pe metru linear de galerie sau plan înclinat cât mai mic.

5.1.Alegerea parametrilor de perforare-impuscare Alegerea explozivului şi a mijloacelor de iniţiere

După criteriul geominier se face în funcţie de :-existenţa emanaţiilor de gaze şi pulberi explozive-temperatura rocii-prezenţa apei-proprietăţile rocilor, în mod deosebit de rezistenţa acestora faţă de acţiunea de dislocare-necesităţile tehnologice sub aspectul volumului de rocă de dislocat impusă

Deoarece lucrarea minieră este executată în mixt şi avem emanaţii de gaze şi praf de cărbune, combinaţiile ce prezintă pericol iminent de explozie, folosim explozivi admişi în minele grizutoase în mixt. Vom alege pentru dislocarea rocilor explozivul AGP care are următoarele caracteristici termodinamice şi balistice:-căldura de explozie 2737 KJ/kg-energie specifică 573 KJ/kg-volumul de gaze emanate 860 dm3/kg-temperatura de explozie 2463 0C-presiunea de explozie 571 MPa-brizanţa 9,5-potenţialul 200cm3

-viteza de detonaţie 2150 m/s

35

-sensibilitatea la şoc 0,7 kg/m-bilanţul de O2 0,4 %-încăcătura limitată 800g/gaură

Cu mijloace de iniţiere pentru explozivul AGP putem folosi capse detonante electrice la care aprinderea se asigură cu curent electric instantaneu tip CEM şi capse cu microîntârziere care asigură siguranţa faţă de matan şi randamente superioare.

Calculul consumului specific de exploziviConsumul specific de explozivi este cantitatea necesară

dislocării unui m3 de rocă din masiv şi depinde de factorii:-tăria rocii - cu creştertea tariei rocilor, creşte consumul de explozivi-secţiunea lucrării miniere - consumul specific scade odată cu creşterea secţiunii-lungimea găurii de mină - creşterea lungimii gaurii peste o anumită valoare este însoţită de creşterea consumului specific de exploziv datorită rezistenţei sporită a masivului de rocă faţă de acţiunea de dislocare prin puşcare-capacitatea de dislocare a explozivului - cu cât concentrarea volumetrică energiei explozivului este mai mare, cu aât scade consumul specific de exploziv-diametrul cartuşelor de exploziv - odată cu creşterea diametrelor cartuşelor până la valori de 40-45 mm, scade scade corespunzător consumul de exploziv.

Pentru determinarea consumului specific se utilizează relaţiile:După Protodiakonov:

q=e

După Ibraev:

q=

e=

unde: f=4q-consum specific de explozivS=13,3 m2-secţiunea în săpare a lucrării minieree=460m2-coeficientul capacităţii de lucrua-coeficienta=0,25b-coeficient al explozivului AGPb=0,8

36

c=460 cm3

e=

q= 2,3

q=

Adoptămun consum specific de 1,25 kg/m3

Determinarea numărului de găuri

n= i

q=1,25 kg/m3

q- încărcătura specifică a explozivuluiμ=0,88 ÷ 0,92 - coeficient de utilizare a lungimii găuriiK=0,5 - coeficient de umplere a găurilor cu explozivlc-lungimea cartuşuluiG-greutatea cartuşuluiG=100gr.

n=

n=36 găuriŢinând seama de nr. găurilor din practică se adoptă N=36

găuri/PLDM-12,0Repartizarea nr. total de găuri pe grupe de găuri se face în

funcţie de raportul ce există între găurile găurile de sâmbure (ns), de lărgime (nl) şi profilare (np).ns:nl:np=1:b:c

În producţie 1:b:c = 1:1,5 : 2 pentru secţiuni mari ale lucrărilor miniere.

8 găuri

= 12 găuri

16 găuri

n=ns+nl+np=8+12+16=36 găuri

Determinarea lungimii găurilorLungimea găurilor influenţează direct viteza de săpare şi

productivitatea muncii. Ea este funcţie de o serie de factorii:-proprietăţile rocilor

37

-secţiunea lucrării-parametrii utilajului de perforat-amplasarea găurilor-tipul explozivilor

Tipul perforatotului ales în concordanţă cu proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor este P-90.

Perforatorul manual P-90 are proprietăţile:-greutatea 28,4kg-lungimea 750mm-diametrul furtunului de aer comprimat 25mm-diametrul furtunului de apă 13mm-diametrul pistolului 90mm-numărul de rotaţii180rot/min.-cursa pistonului 57mm-numărul de lovituri 2330 lov/min.-energia de lovire 7,22kgf/m-consum de aer 3,11m3/mm-sistemul de curăţire al găurii axial cu apă

Din punct de vedere economic, factorul hotărâtor în determinarea lungimii găurilor îl constituie durataq unui ciclu. În funcţie de timpul unui ciclu se recomandă folosirea relaţiilor:

lg =

Tc=6 ore-timpul unui ciclutg=0,05 ore-timpul de încărcare a unei găurin=2-nr. de oameniN=36 -nr. de găuriP= 14m3/h -productivitatea maşini de perforatφ=1,4 -coeficient de afănareL=0,6m -pasul de armarets=1,5 ore -timpul de montare a unui cadrum=2 -nr, perforatoarelor din frontη=0,8 -randamentul de rupere al găurilorta=0,25 -timp de împuşcare şi aerajv=18m/h -productivitatea la perforarelg = 2,13m

38

După Guslin se determină cu relaţia:lg=(0,5÷0,8)B=0,5∙4,7=2,32m

Se alege lungimea degaură lg=2,20mLa un coeficient de 0,8 de rupere a găurilor se realizează un salt

de Px=2,20∙0,8 =1,8m corespunzător cu 3 câmpuri de armare la 0,6m, care corespunde din punct de vedere al normelor de protecţie a muncii cu privire la distanţa de galerie care poate să rămâna nesusţinută în roci de tărie medie.Px=1,5-2,5m pentru f=4-8.

Alegerea tipului de sâmbure şi întocmirea schemei de amplasare a găurilor

Stabilirea schemei de amlasare a găurilor este în funcţie de :-structura şi proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor-stratificaţia rocilor-secţiunea lucrărilor miniere-numărul suprafeţelor libere-tipul utilajului de pertforat-tipul explozivului şi al mijloacelor de iniţiere

Pentru condiţiile geologico-miniere de la EM Livezeni se alege o schemă de amplasare în care sâmburele este de tip pană convergentă, care are concentrarea explozivului în adâncimea sâmburelui.

Acest tip de sâmbure este foasrte des utilizat pentru că prezintă avantajul executării cu uşurinţă a găurilor convergente în plan orizontal.

Direcţia de înclinare a găurilor de sâmbure pană este în funcţie de secţiunea lucrării şi unghiul planului de stratificaţie în găurile dwe mină încărcătura de exploziv are forma alungită sau de cilindru.

În unele cazuri se pot încărca şi cu încărcătură concentrată. În acest scop se încarcă o cantitate redusă de exploziv care se plasează în fundul găurii în aşa fel încăt în explozie să se formeze datorită zonei de compresie un spaţiu lărgit în această parte. Acest spaţiu lărgit se umple apoi cu exploziv formând o încărcătură concentrată.

39

Fig.8 Perforarea si puscarea gaurilor de mina

Fig.9 Schema de amplasare a gaurilor de mina (sectiunea A-A)

41

Fig.10 Schema de amplasare a gaurilor de mina (sectiunea B-B)

42

Încărcătura găurilor este pusă numai de artificieri care verifică dacă este efectuată susţinerea lucrării conform monografiei de armare.-verifică amplasarea găurilor conform schemei de amplasare a găurilor şi dacă sunt curăţite de praf- dacă la locul de muncă s-au luat măsurile stabilite pentru combaterea prafului-să verifice dacă instalaţia de aeraj este corespunzătoare-să evacueze muncitorii de la locul de muncă

5.2. Tehnologia de lucru la saparea planului inclinat

Planul înclinat între orizontul 130-187 va intersectaun pachet de roci constituit din gresii argiloase cu un coeficient de tărie f =4.

Cercetările existente pun în evidenţă faptul că emanaţiile de gaze la fel ca pentru săparea galeriei transversale la orizontul 130 , si totuşi luarea unor măsuri de siguranţă, fapt pentru care vom utiliza tot exploziv AGP, acelaş rofil PLDM-12,0 la care am calculat în paragrafele precedente parametrii de perforare-puşcare.

Încărcarea şi împuşcarea găurilor

La încărcarea şi împuşcarea găurilor artificierul împreună cu conducătorul formaţiei de lucru, care îl ajută pe artificier, trebuie să timă seama de comstrucţia încărcături de exploziv. Fiecărei găuri de mină îi revine un nr. întreg de cartuşe iar cartuşul amorsat va fi introdus primul în gaura de mină. Apoi, găurile vor fi burate cu galuşte din argilă şi nisip. Un buraj eficace trebuie să fie etanş şi ca să împiedice ielirea gazelor în atmosferă înainte de a produce un lucru mecanic, să fie uşor de executat, economic, şi să nu conducă la deteriorarea reoforilor capsei.

Nu se încarcă un număr mai mare de găuri decât al celor care se aprind sau se iniţiază dintr-o dată, sau mai mare dacât capacitatea maximă de iniţiere a explozoanelor.

Caracteristicile capselor electrice milisecundă DeM-z6 sunt:-tub capsă cupru-număr trepte iniţiere 11-întârziere între 2 trepte 23ms-rezistenţa pubţii 1÷2,8Ω-curent sigur de aprindere 0,8A

43

-impuls de aprindere 3mW/ Ω-impuls de neaprindere 0,8mWs/ Ω-rezistenţe la presiune hidrostatică 4h la 1m supapă-rezistenţa la zdruncinare la H=150mm 5ts-1

-autigrizutantă <4%Pentru detonarea capselor vom folosi un detonator de tipul

M514K/1VOPIL cu caracteristicile:-mod de alimentare de la generator propriu acţionat

manual-rezistenţa max. a circuitului R=510 UΩ-tensiunea de încărcare U=1000V-intensitatea curentului la momentul iniţial I0=1,8A-capacitatea condensatorului C=8μF-mod de legare a circuitului serie-nr. max. de capse n=100-Domeniul de utilizare în mine grizutoase

Reţeaua de puşcare

Modul în care se poate realiza reţeaua de puşcare, legarea capselor detonate electrice se numeşte schemă de conectare, legarea capselor trebuind să se facă numai în serie. Conectarea în paralel sau mixt se admite numai în cazul utilizării explozivilor special construiţi în acest scop, respectându-se instrucţiunile sau monogramele proprii explozivilor.

Calculul circuitului de împuşcare constă în determinarea rezistenţei circuitului respectiv, care pentru a se asigura impulsul de aprindere necesar nu trebuie să depăşeascărezistenţa limită adusă inscripţionată pe aparatul de puşcare.Icirc. = Idebit

Rezistenţa totală a reţelei de puşcare este egală cu suma rezistenţelor capselor, a cablurilor de împuţcare şi a conductorilor de prelungire.

Rreţea = Re1 + Re2+.........+Rcn + Rcablu + RprelungireRreţea = ns ∙ rc + Rcablu + Rprelungirens -nr. de capserc =5Ω (100m cablu)

44

Rprelung = 0,5 Ω/mRreţea ≤ Rlim.admRreţea = ns∙rc + RcabluRreţea = 190 ΩRlim.adm. = 510 ΩRreţea = 190 Ω≤Rlim.adm.=510 Ω

Is= Ia

Is = =5,2A

Is=5,2A≥Ia=1,8ADeci curentul de aprindere este suficient

Consumul de exploziv pe saltQ=q∙S∙lg∙η [kg/ciclu]q=1,25 kg/m3 -consum specificS=13,4m2 -secţiunea lucrăriilg=2,20 m -lungimea găuriiQ= 1,25∙13,4∙2,2∙0,8 = 29,48 kg/ciclu

Consumul mediu pe o gaură

qgmed = [kg/gaura]

Q-cantitatea de explozivN -nr. de găuri

qgmed= =0,81 kg/gaură

Consum pe gaura de sâmbureqs=1,1 ∙ qg

med =1,1∙0,81 =0,89 kg/gaurăConsum pe gaura de lărgire şi profilare

qe,p= kg/gaură

n-nr.găurilor de sâmbureqs-consum pe gaura de sâmbureN-nr. de găuri

qe,p= =0,82 kg/gaură

Calculul productivităţilor la perforarea găurilorProductivitatea la perforare depinde de tipul perforatorului ales

în concordanţă cu proprietăţile fizico-mecanice ale rocilor şi de organizarea procesului de perforare.

45

-viteza de perforare în gresii conform datelor experimentale cu P-90 este:Vp=30÷40 cm/min-productivitatea anonă a perforatorului

Ph= m/h

T-timpul de perforare în oren-coeficient în funcţie de timpul de pregătire şi încheiere a operaţiei de perforare n=0,8Ta - timpul necesar operaţiilor ajutătoareT0 - timpul efectiv de perforare a unui metru de gaură

T0 = = =2,560min/m

t-timpul necesar pentru perforarea unui metru de gaurăK1-coeficient în fucţie de timpul perforatoruluiK1=1K2-coeficient funcţie de presiunea aerului comprimatK2 =0,9K3- coeficientul productivităţii relativeK3=1,15K4-coeficient funcţie de lungimea găurii de mină K4= 0,9

t=

Ph =

Psch= m/sch

După perforarea găurilor artificierul va avea grijă ca muncitorii să părăsească locul de muncă cu excepţia celor ce rămân la burarea găurilor.Locurile de aer să fie în curent de aer proaspăt la cel puţin 100m.

Muncitorii din locurile vecine amplasate la o distanţă mai mică de 20 m de frontul care se puţcă sau de lucrarea în contrafront să fie evacuaţi.

Locul de declanşare a exploziei se face la minim 100m.

46

CAPITOLUL VI

PRINCIPALELE PROCESE TEHNOLOGICE LA EXECUTAREA PLANULUI INCLINAT

6.1. Încărcarea şi evacuarea rocii puşcate

Pentru încărcarea rocii puşcate putem folosi maşina de încărcat cu cupă şi leagăn MIC-3P, vagonete fixe şi platforme pentru materile care au caracteristicile:-Uzina constructoare "Unio" S.A-debit 0,2m3/min-volumul cupei 0,32m3

-lăţimea frontului de încărcare 2,2m-felul organului de tracţiune roţi cale ferată-nr. motoare 2-puterea totală instalată 2X6CP-lungimea 2,25m-lăţimea 1,135m-înălţimea de transport 1,155m-înălţimea de lucru 1,95m-înălţimea la care descarcă 1,155m-greutatea 2340kg

Vagonet de mină de 1m3 cutie fixă-lungimea după tampoane 1,71m-lungimea cutei 1,634m-lăţimea cutiei 0,809m-înălţimea 1,225m-distanţa între osii 0,476m-ecantament 630m-greutatea 595m

Productivitatea maşinii de încărcat depinde în principal de următorii parametrii:-volumul cupei-coeficientul de umplere a cupei-volumul vagonetului

47

-coeficientul de unplere a vagonetului-volumul de rocă puşcată-mobilitatea maşinii de încărcat-timpul de manevră şi distanţa de manevră

P=

Q-volumul de rocă puşcatăQ=S∙l∙η∙KaS-secţiunea lucrării miniere 13,4m2

l-lungimea de gaură 2,2mη-coeficient de umplere a găurii 0,80Ka-coeficient de afânare 1,4t1- timp de încărcare a rocii t1= tef + tpi

tef-timp efectiv de încărcare

qv-volumul vagonetuluiKv-coef.de umplere a vagonetului Kv=0,8÷0,95Ku-coef. de umplere a cupeiKu=0,5÷0,7qn-volumul cupei 0,23m3

L-distanţa de manevră L=10÷60mtc-durata unui ciclutc=10÷15 secm-viteza de deplasare a vagonetuluim=1÷1,5m/sm=60÷90m/mintm-timp de manevrătm =1÷2mintp1-timp de pregătire-încheiere a operaţiei de încărcaretp1=5÷10minQ=13,4∙2,2∙0,8∙1,4=33m3

48

P=0,8m3/h pentru L=40

Productivitatea maşinii de încărcat:-productivitatea teoretică

Pteo=Vc∙Ku∙Ka∙nc=0,32∙0,8∙1,4∙2=0,71m3/min

Ka-coeficient de tasare

nc-nr.ciclu pe minut

-productivitatea tehnică

Pteh=Pt∙Ku=0,71∙0,8=0,56m3/min

-productivitatea de exploatare

Pexpl=

TG=T1+T2+T3+T4=20+20+59+36=135min

T3-timpul efectiv de încărcare

T3=

T4=

Tîncărcare=

Având în vedere dotarea actuală a minelor din Valea Jiului cu maşini de încărcat ce se deplasează numai pe cale ferată, la săparea planului înclinat încărcarea se va face manual prin lopătarea rocilor pe un transport cu raclete TR-3 .

Normativele de muncă pentru Valea Jiului prevăd o normă de lucru la încărcarea pe transportor în planele înclinate, de 8m3/post.

Norma simplă compusă este:

m încărcare=

49

m încărcare=45 ore/m3

Fig. 11 Masina de incarcat

6.2. Aerajul parţial la săparea planului inclinat

Scopul aerajului parţial în mină îl constituie verificarea tuturor lucrărilor miniere care nu pot fi străbătute de curenţi de aer sub depresiunea minei.

Aerajul parţial trebuie să asigure diluarea gazelor inflamabile sau toxice produse în subteran reducerea prafului atmosferic la un nivel acceptabil precum şi menţinerea în frontul de lecru a unui climat corespunzător.

50

Procesul aspirant constă în aspirarea aerului viciat, prin coloana de tuburi în timp ce alimentarea cu aer proaspăt se face prin galerie.

Pentru dimensionarea parametrilor funcţionali debit-presiune pe care instalaţia de aeraj trebuie să-i realizeze este nevoie să se stabilească debitul de aer necesar în front şi caracteristicile coloanei de aeraj.

Pentru evaluarea debitului de aer necesar în front trebuie să se ţină seama de datele iniţiale:-timpul lucrării PLDM-12,0-lungimea finală a lucrărilor 1320m-calitatea de exploziv 29,5 kg/salt-nr de oameni şi utilaje cu construcţie internă-debitul absolut de CH4 sau CO2 m3/ min

Qf= m3/min

Qf -debitul necesar în frontc=23,5 -pentru minele de cărbunet=20min -timp de aerisireA=29,5 kg/ciclu -consum de explozivS=13,4 m2 -suprafaţa în săpareL1-lungimea de împrăştiere a gazelor după puşcareL1-2,4∙A+10 =80,8m

Qf =

Debitul de aer necesar pentru respiraţia oamenilor :Qf =n2∙q2 m3/minn2-puterea totală a utilajuluiq2-norma aferentă 1CP 3m3/minQf =45∙3 =135m3/min

Debitul necesar pentru asigurarea vitezei minime de circulaţie a aerului:Q=60∙ vmin ∙S∙K m3/minvmin =0,2m/sK-coeficient a vitezei aerului K=0,6Q=60∙0,2∙13,4∙0,6 =96 m3/min

51

Coloanele de aeraj parţial se execută frecvent din construcţii rigide şi în construcţii flexibile (mase plastice, pânză cauciucată).

Principalele însuşiri-calităţi aero-dinamice-adaptare la condiţii de mină-comoditatea de transport şi depozitare-neinflamabile

Diametrul coloanei de aeraj

d=

Vmed =12m/sLuam în calcul debitul cel mai mare obţinut în urma calculelor

Qfp= 210 m2/min

d= =0,609m =609mm

Se adoptă ventilatorului care să satisfacă cerinţele de debit din front vom face calculul depresiunii. Ptr. aceasta avem nevoie de următoarele date de proiectare:-debitul de aer necesar în front 3,5m3/s-lungimea finalî a coloanei L=1320m-diametrul col. de aeraj d=800mm

Rezistenţa aerodinamică a coloanei de aeraj

-reprezintă mărimea fizică, care determină pierderile de presiune caracteristice ptr. un anumit debit de aer vehiculat pe o lungime dată.Rc=R0∙L [Kμ]R0-rezistenţa aerodinamică unitară

R0= =

ά-coeficient de rezistenţă la frecarea aerului cu pereţii coloanei ά =0,30 10-3 Rc=R0∙L=8,58KμPirderile de aer prin neetanşeităţi:K0-coeficient unitar de pierderiK0=0,0008la mm H20Kc=K0∙L=0,0008∙1320=1,05m/s/m la 1 mm H2OKc=K0∙L=0,0008∙1320=1,05m3/sla 1mmH20

52

Raportul debitelor de aer:

QR =

QR=1,02+0,585∙ +0,15(1,05)28,58=4,22Qv=QR ∙ Qfp=4,22∙3,5=14,77 m3/s

Qm= =8m3/s

Desprinderea necesară la ventilator:hv=Rc∙Qm2 =549 mm col H2O

Lungimea L aferentă primului ventilator se alege cu ajutorul monogramei din 'Ghidul practic de proiectare a instalaţiilor de aeraj parţial' atfel V469/1 ventilator centrifugal.Qfpv1=3,5m2/sL1=850mKc1=0,68 m2/sRc15,5KμQR1=2,3KμQfpv2=QR∙Qfpv1=8,05

Din monogramă vom determina lungime eferentă celei de al II-lea ventilatorQfpv2=0,05 m2/sL2=480mL1+L2=850+480=1330 ml

Caracteristicile tehnice pentru V 496/1: Debit-min 250 m3/min

-max 2330 m3/minDepresiunea -min 330 mmH2O

-max 550 mm H2O-acţionare electrică-puterea 300 KW-turaţie 970 rot/min

Schema de amplasare a ventilatoarelor:În conformitate cu normele de protecţia muncii aerajul lucrărilor

miniere în săpare va fi realizat pe bază de proiect ce se întocmeşte de şeful de schimb, se avizează de şeful sectorului aeraj, şi se aprobă de conducătorul unităţii.

Acest proiect trebuie să cuprindă:-debitul de aer necesar în front-viteza de aeraj

53

-viteza de desprăfuire-lungimea finală a lucrării-diametrul coloanei-tipul ventilatorului-schema de montare a ventilatorului

În sistemul de aeraj parţial asigurat la capătul de amplasare înaintea ultimului tub se va monta un pulverizator de apă pentru combaterea prafului vehiculat de curentul de aer.

Coloana de aeraj din lucrarea de alimentare cu aer proaspăt să aibă cel puţin 6m.

Trecerea aerului viciat cu conţinut mai mare de 2% CH4 peste motorul electric al ventilatorului în funcţie este interzisă

6.3. Organizarea procesului de săpare prin perforare-puşcare

Proiectarea formei de organizare a lucrărilor de abataj se face în funcţie de normele tehnice de muncă necesar executării tuturor operaţiilor din cadrul unui ciclu, a nr. de muncitori din echipă şi în stabilirea ciclogramei de organizare şi a principalilor indicatori tehnico- economici

Date de proiectare-secţiunea în săpare S=13,4 m2

-lungimea găurii l=2,2 m-coeficientul de rupere Kr=η=0,8-număr de găuri n=36-saltul pe ciclu W=l∙η=1,8m-volum de rocă pe salt VR =S∙W∙Kaf=33m3

-coeficientul de afânare Kaf=1,4-Moi - consum de muncă pe operaţii om min/ciclu-M'oi - norma compusă de muncă-toi - timp necesar operaţiilor auxiliare- n - nr. de oameni pe schimb şi cicluMoi=n(Tc-∑toi)M= n ∙ Tc = (∑Moi + n∑toi)

Calculul consumului de muncă pe operaţii la săparea planului:

54

01.Perforarea găurilor

Mo1=N∙lg∙mo1=

02. Încărcare şi împuşcarea găurilor

Mo2=

03.Încărcarea şi evacuarea rociMo3=13,4∙1,4∙40∙W=750W

04.Realizarea susţinerii

05.Operaţii auxiliareM05=W∙m05=90W

06.Aprovizionare cu materialeM06=W∙m06=80W

07.Aerajt07=30min

08.Control frontt08=30minm01=8om min/m pentru roci cu f=4m02=3,5 om min/mm03=40 om min/m3

m04=200 om min/cadrum05=90 om min/mm06=80 om min/m∑Moi =W(360+158+750+333+90+80)=1771W∑Moi=1771W∑taux=t07+t08=60 min

6.4 Alegerea solutiilor de organizare:

Folosind relaţia balanţei consumului de muncă şi timp:

55

nTc=∑Moi+n∑tj

Înlocuind valorile rezultă:nTc=1771W+60

W=

Dând diverse valori lui Tc şi n conform tabelului rezultă pasul pe ciclu:

SOLUŢIA Tc [min] n W[m/ciclu] P[m/post]1 360 3 0,50 0,162 360 4 0,677 0,163 720 3 1,11 0,184 720 4 1,49 0,18

Având în vedere salturile mici obţinute la Tc =360min se alege soluţia 4 cu Tc=720 min, W=1,5m/ciclu, P0,18 m/post, Vzi=3m/zi.

Distribuţia consumului de muncă pe oameni de echipă este prezentată în tabelul următor:

COD operaţii

MoiMoj

SCH I SCH IIMc5 Mc4 Mc3 Mc3 Mc5 Mc4 Mc3 Mc3

01 540 200 200 70 70 - - - -02 237 59 59 59 59 - - - -03 1125 56 56 56 56 221 221 221 22104 499 - - - - 124 124 124 12405 135 - - 67,5 67,5 - - - -06 120 - - 60 60 - - - -07 4X30 30 30 30 30 - - - -08 4X30 15 15 15 15 15 15 15 15TOTAL 360 360 360 360 360 360 360 360

6.5 Tehnologia de lucru la săparea galeriilor prin perforare-împuşcare cu dotare cărucior IMP-2 şi încărcare cu MIC-3P

56

Consideraţiuni asupra variantei tehnologiei proiectate. Domeniul de aplicare:

Prezentul subcapitol prezintă tehnologia de lucru la săparea galeriilor dotate cu instalaţie mobilă de perforat de tip IMP-2 , maşină de încărcat MIC-3P.

Tehnologia de lucru va fi prezentată pe complexe de operaţii , începând cu perforarea găurilor , încărcarea şi evacuarea rocilor, susţinerea frontului şi operaţiile conexece se vor finaliza prin calculele de organizare a muncii aferente execuţiei unei galerii principale de profil tipizat GDM -12,0 în roci cu f= 4.

Parametrii de proiectare:Profil tipizat al galeriei GDM -12Secţiunea în lumină 12cm2

Secţiunea în săpare 13,4m2

Lăţimea de săpare 4762mmÎnălţimea în lumină 3400mm

Mod de susţinere: cadre metalice TH din profile SG-29 în construcţie elastică , deschise la vatră, aşezate în câmpuri de 0,6÷0,8m. Bandajarea se va realiza din grătare sudate de tip IUNP.

Mijloacele de transport în spatele frontului :cale ferată dublă, vagonete VF-1, instalaţie ITM-32 (KSP-30).

Dotarea tehnică a locului de muncă cu maşini, utilaje şi unelte:

Cu această tehnologie s-a planificat executarea a 3,6-4 m/zi cu următoarea dotare a locului de muncă:-Cărucior de perforare de tip IMP-2 1buc-Perforatoare rotativ-percutante P-125 4buc-Tije sfedel de 2,0-2,5m 10 buc-Capete detaşabile armate 8 buc/zi-Ciocane de abataj CA-14 4 buc-Maşină de încărcat MIC-3p 1buc-Cupă maşină 2 buc-Instalaţie montat armături metalice IMA750 1buc-Instalaţie KSP-32 (ITM-32) 1 buc-Tnolii manevră vagonete (5,5 KW) 2buc

57

-Panouri c.f provizorie cu L=3m 2buc -Furtun armat aer comprimat 5buc a 25m-Furtun pentru apă 5buc a 25m-Lămpi electopneumatice pt. iluminat front 3buc-Chei fixe 2buc-Maşini pneumatice de înşurubat piuliţe 3buc-Macara pneumatică de 3-6tone 2buc-alte scule:lopeţi, t'rnăcoape , ciocane , răngi, sape.

1. Construcţia şi funcţionarea instalaţiei mobile de perforat tip IMP-2:

Căruciorul IMP-2 a fost proiectat şi executat de catedra de maşini miniere din cadrul U.T.Petroşani.

Instalaşia se compune din următoarele părţi componente:-echipamentul de perforat, braţul de perforare cu dispozitivul de rotire li traverse glisare, platforma instalaţiei, sistemele de calare şi instalaţiile hidraulice, pneumatice de apă şi de alimentare cu energie electrică.

Echipamentul de perforare este format din mai multe mecanisme care permit poziţionarea perforatorului la cală pe direcţia de perforare dorită:sania perforatorului care se fixează la front cu un dispozitiv de fixare , cu ajutorul cilindrului hidraulic, mecanismul de rotire a saniei în plan orizontal format dintr-un cilindru hidraulic, care se articulează cu un capăt la suportul saniei şi cu celălalt capăt la suportul de pivotare, mecanismul de avans al perforatorului este format dintr-un motor, pneumatic cu pistoane radiale, un reductor, un cilindru melcat şi un lanţ.

Braţul de perforare susţine echipamentul de perforare şi asigură manevrarea acestuia pe suprafaţa frontului fiind alcătuit din braţul propriu-zis, cilindru hidraulic de ridicare în plan vertical a echipamentului şi cilindru hidraulic care realizează bascularea faţă de orizontală a echipamentului de perforare.

Sistemul de calare este format din 2 suporţi de calare rabatabili şi 2 suporţi de calare ficşi şi înclinaţi.

Instalaţia hidraulică cuprinde cilindrii hidraulici, pupitrul principal, pupitrul lateral, grupul hidraulic de alimentare cu ulei sub presiune, filtre de aspiraţie şi o pompă hidraulică manuală.

58

Caracteristicile tehnice ale instalaţiei de perforat IMP-2 neproiectată:

-Nr braţelor de perforat-2-secţiunea profilului galeriilor în care pot lucra 5÷26-înălţimea maximă a galeriei la vatră [mm] 3700-lăţimea maximă a galeriei de la coroana şinei (mm) 5900-curba perforatorului [mm] 27800-lungimea găurii de mină [mm] 2000-2600-viteza tehnică de perforare în rocă cu tăria f=10÷14 la mdiametrul al coroanei de 36÷46mm 0,6÷0,8 m/min

Dimensiuni de gabarit ale instalaţiei în poziţia de transport, mm:

-lungime, mm 6750-lăţime, mm 1180-înălţime, mm 1800-masa instalaţiei, kg 5500

Tipul şi caracteristicile perforatorului:

-tipul perforatorului P-125-consum de aer comprimat 10-presiunea aerului comprimat MPa 0,4÷0,6-diametrul pistonului, mm 125-energie de lovire J 50÷70-momentul de rotaţie 250-frecvenţa loviturilor Hz 43-forţa necesară de avans 7-lungime, mm 750-masa, kg 975-sistemul de avans al perforatorului cu lanţ-motorul sistemului de avans MP-3 pneumatic cu pistoane-forţa sistemului de avans, a perforatorului,KN 0÷8-dacă permite reglarea forţei de avans a perforatorului Da-revenirea automată a perforatorului la cap de cursă Da-menţinerea automat5ă a perforatorului la manevrarea braţului Da-sistemul de anulare c.f

59

-ecantementul,mm 600,630, 750-schimbarea ecantametrului reglabil-viteza de autodeplasare km/h 2,2-felul alimentării cu energie prin cablu electric-lungimea cablului electric , mm 80-tensiunea de alimentare, V 380/50Hz-tipul pompei hidrauliceQH=18,8l/min cu pistoaneP=300 bar axiale

2. Caracteristicile tehnice ale maşinii de încărcat MIC-3P:

Derivată dinMIC-2P,maşina se caracterizează printrăo putere şi capacitate a cupei sporită care o fac compatibilă în roci tari şi foarte tari.-capacitatea cupei este 3,2m3

-puterea motoarelor pneumatice 2X6CP-presiune aer comprimat 3,5-6bar-consum aer comprimat 4,7-7Nm3/min-greutate 2700Kg-productivitate 30÷40m3/h-mod de amplasare pe cale ferată

Productivitatea teoretică

În exploatare productivitatea scade la 10÷12 m3/h în funcţie de rapiditatea manevrei vagonetelor.

Deschiderea tehnologiei de lucru

La intrarea în schimbul I , minerul şef controlează frontul şi susţinerea, iar ceilalţi aduc căruciorul în front, îl fixează pe poziţia de perforare şi îl fac controlul funcţional de rutină.

După poziţionarea găurilor de front , se începe perforarea de minerul şef de schimb şi cu ajutor.Ceilalţi 2 muncitori execută lucrări de curăţire a vatrei.

Timpul aferent al acestei operaţii este de 48,6 min.Operaţia de încărcare a găurilor este realizată de artificier cu 2

mincitori din formaţie în timp de 71min.Ceilalţi muncitori asigură paza frontului.

60

După aerajul parţial de 30 min. se efectuează coptunirea tavanului şi a pereţilor de doi oameni.Ceilalţi doi aduc maşina de încărcat şi o pregătesc pentru lucru.

Operaţia de încărcare se realizează de minerul şef de schimb sau ajutor de miner.Ceilalţi 3 oameni efectuează manevra vagonetelor în spatele maşinii. După puşcare rezultă un volum de rocă:

VR=S∙lg∙Kr∙Kaf=13,4∙2,2∙0,8∙1,4=33m3 afânatPentru evacuarea ricilor va fi nevoie de 37 vagonetenv=VR:Qv∙Kv= 33:10∙0,9= 37vagoneţiDupă încărcarea rocilor cumaşina se efectuează curăţirea rocilor

de la margini , din creţuri prin lopătare în cupa maşinii, după care se retrage la cca. 30m de front.

Manevra vagoneţilor se face manual , până la macaz, iar în continuare se vor folosi troliile de 5,5 KW.

Durata operaţiei de încărcare-evacuare.Susţinerea galeriei se realizează în cadre TH de deschidere la vatră compuse din 4 elemente SG-29 şi cuprinde operaţiile :prelungirea liniei , ridicarea grinzii la tavan, bandajarea cu grătare sudate la tavan şi umplerea cu rocă a spaţiilor libere, aducerea şi montarea stâlpilor, bandajarea cu grătare a pereţilpo, pretensionarea grinzii cu braţul maşinii şi strângerea la cuplu a brăţărilor.

După ce frontul a avansat 10 cm, cu ajutorul maşinii de încărcat, se trage placa mobilă de manevră spre front.

Dipă fiecare ciclu se va efectua prelungirea coloanei de aeraj şi prelungirea căii ferate provizorii. Prelungirea conductelor de apă şi aer comprimat se va efectua după ce frontul a avansat 16-18m.

Aprovizionarea cu materiale a frontului de lucru:

-reprezintă una din condiţiile care asigură nitricitatea săpărăă şi viteza planificată în vederea realizării unei avansări de 3,6 m/zi. Este necesar ca frontul de lucru sa fie aprovizionat cu următoarele materiale ce o rezervă de 1 zi.-cadre metalice 1 buc-brăţări complete 7X9buc-distanţieri metalici 45buc-grătare sudate 81buc-şină c.f de 3 m ¤ buc-tuburi de aeraj 2 buc

61

-traverse 16 buc-conductă aer 1buc/2zile-conductă apă1 buc/2 zile Material mărunt de cale-plăcuţe 2X8 buc-eclise 2X4 buc-şuruburi eclise 2X8 buc-crampoane 4X16buc-tampoane din lemn L=400 9X2 buc

Existenţa transportului de vagonete se va simplifica transportul materialelor , acesta realizându-se în cea mai mare pe cale ferată.

Proiectarea organizării procesului de săpare

a) Informaţii care reprezintă date de intrare în proiectarea organizării1.Secţiunea în săpare S=13,4m2

2.Nr. găurilor N=383.Lungimea găurilor lg=2,0m4.Randamentul de rupere η=0,85.Coeficient de afânare Kaf=1,46.Câmp cadre susţinere l=0,8m7.V01 volum specific de lucrări pe mi de galerie şi complex de operaţii8.m01 norma elementară pe operaţii reparabile9. P=lg ∙η, pas pe ciclu , P=1,8m10.Moi consumul de muncă pe complex de operaţii11.Ms consumul de muncă pe operaţii reparabile12.ms norma elementară13. ts durata operaţiilor nereparabile14. tr durata operaţiilor reparabile15.Tciclu=720min16. n=4,5 oameni pe schimb

b) Analiza procesului simplu de săpare , alegerea şi dezvoltarea soluţiei de organizare

În tabelul 1 sunt prezentate complexele de operaţii pe un ciclu, consumul de muncă şi timp şi normele de muncă.

Pentru stabilirea consumuloui de muncă, complexele de operaţii sunt împărţite în operaţii reparabile şi nereparabile, pentru care s-au

62

folosit caietele de normative ale C.N.H. În baza calculelor efectuate au rezultat datele necesare înlocuirii ciclogramei.

Funcţia pasului de înaintare rezultă din balanţa consumului (tab.1)nTc=4∙720 =2880 min/ciclutr= 60 min/ciclutR=40 min/ciclu∑Moi = 1377,7 Tc=720 minn= 4 oammeni/sch

P=

După recalcularea consumurilor de muncă pe complexe de operaţii s-a efectuat repartiţia pe oameni (tab.2) c) Indicii tehnico-economici1.timpul unui ciclu 12 ore2.pas pe ciclu 1,8 m3.viteza zilnică 79,2m/lună5.brigada de lucru 16+1 oameni/zi6.productivitate 0,21m2/post, 2,86m2/post7.volum de rocă excavat pe ciclu 24,5m3/salt8.durata de săpare efectivă a 1000m de galerie 12,6 luni9.consum de aer comprimat 2843m3/m,energie electrică 453KW/m

Calculul consumurilor de muncă şi timp

Complexul de operaţii

Moi

Relaţia de calcul

VoiUP/m

mom min/U

Ms ts...

tr...

63

Pperforare găuri

M01=NPm01+n1ts1

N=45m/m 4 180P

20

-

încărcare şi puşcare

M02=NPm02+n2ts2

N=45m/m 3 135P

10 -

încărcare şi evacuare

M03=0,9KafSm0

3++n3ts3

Kaf=19,58m3/m

20 391P

20 -

curăţire vatră

M04=0,15Kafm0

4P0,18Kaf=2,176

50 108P

- -

susţinere TH

M05=1/2Pm05++n5ts6

½=1,00cadre/m

186 186P

20 -

prelungirea căii feratecoloana de aeraj

M06=Pm06++n6ts6

1m/m 150 150P

10 -

aprovizionare preparare buraj

M07=Pm07 1m/m 180 180P

- -

aeraj M08=nt08 - - - - 20intrare control front pregătire

M09=nt09 - - - - 20

Pentru n=4 şi Tc=720min

P=

64

OPERAŢIA Moioameni/ciclu

SCHEMA I SCHEMA IIm5 m4 m3 m3 m5 m4 m3 m3

perforare 324+80

16220

16220

-20

-20

- - - -

încărcare şipuşcare

243+40

61+10

61+10

61+10

61+10

- - - -

încărcare şi evac. rocă

703,8++80

67+10

67+10

67+10

67+10

118,9

118,9

118,9

118,9

curăţire vatră

194,4 - - - - 48,6 48,6 48,6 48,6

susţinere 374,4++80

- - - - 93,610

93,610

93,610

93,610

operaţii conexe

270+40

- - - - 67,5+10

67,5+10

67,5+10

67,5+10

aprovizionare

324 - - 162

162

- - - -

aeraj 4x20 20 20 20 20 - - - -intrare control front

8X10 10 10 10 10 10 10 10 10

total 360

360

360

360

360 360 360 360

65

CAPITOLUL VII

PROIECTAREA TEHNOLOGIEI DE SAPARE CU COMBINA

Prezentul capitol prezintă tehnologia de exeuţie a galeriilor cu combina GPK-S, desfăşurată pe faze de lucru, începând cu tăierea susţinerea ţi organizarea muncii în condiţiile de executare a unei galerii şi a planului înclinat cu profil PLDM-12. Alegerea acestui tip de combină se justifică astfel:

La săparea mecanizată a galeriilor de pregătire şi deschidere din Valea Jiului s-au utilizat în ultimii 30 ani mai multe tipuri de combine de inport pentru galerii în cărbune şi steril.Eficienţa superioară pe care a avut-o combina AM-50 la executarea galeriilor în steril a condus la cumpărarea licenţei de fabricare în ţara noastră. Dacă seria "0" a combinelor C5-2 la săparea galeriilor în steril în Valea Jiului, combinele fabricate ulterior cu subansamble şi cuţite de producţie românească s-au dovedit inferioare atât din punct de vedere al fabricaţiei unor piese atât cuţite , cât şi a vitezelor de săpare mult inferioare. Ca urmare după anul 1985, s-au importat din Rusia combina tip GPK-S care s-a utilizat la E.M Bărbăteni şi la E.M Vulcan şi GPK-S la E.M.Livezeni şi E.M.Iscroni.

Pe perioada săpării galeriilor în steril combinele s-au evidenţiat prin nobleîe şi o mare elasticitate în funcţionare atât în roci tari cât şi în roci semitari ce a permis realizarea unor viteze de 5-7 m/zi.

Această superioritate faţă de combina CI-2, s-a datorat atât frecvenţei rotaţiilor reglabile funcţie de tăria rocii cât şi a momentului de rotire a coroanei tăietoare superioare.

Pornind de la aceste constatări se recomandă ca această combină să se folosească în zona E a bazinului , unde rocile sterile au o rezistenţă mai redusă în comparaţie cu cele din V.

Pentru zona de V în care domină rocile cu 500daN/cm2, se recomandă folosirea combinei Paurat E134 (Germania) propusă spre achiziţionarea de C.N.H- Petroşani.

66

Costul foarte mare a acestei combine face ca achiziţionarea ei să fie în viitorii 3-5 ani.

În această situaţie combina GPK-S va rămâne şi în continuare utilajul ce va putea fi folosit la săparea galeriilor în steril din Valea Jiului.

Dotarea tehnică a locului de muncă cu utilaje şi materiale necesare

Pentru obţinerea unei avansări de 6 m/zi la execiţia galeriei, este necesară dotarea corespunzătoare a locului de muncă cu utilaje şi materiale după cum urmează:-combină GPK-S este dotată cu instalaţie hidraulică de sprijin pentru a putea săpa în plane înclinate -transportoare extensibile aferentăe combinei-instalaţie de desprăfuire-tuburi metalice pliabile din plastic pentru aeraj Ф600-conducte de aer comprimat-conducte de apă

Mijloace de mică mecanizare:

-trolii pentru efectuarea manevrelor 2buc-macaz pt manevrarea vagonetelor-chei dinamometrice-maşină preumatică pt. înşurubat-macara Yale şi preumatică de 3-6tf.

Descrierea şi caracteristicile tehnice ale combinei de înaintare GPK-S:

Combina GPK-S este destinată mecanizării, înbunătăţirii timpilor de lucru şi productivităţii muncii, la executarea lucrărilor miniere în cărbune şi steril, cu duritate maximă a rocii f=7 pe scara Protodiaconov, cu abrazivitatea maximă 15mg, înclinarea lucrărilor până la ±160, în mine grizutoase şi cu praf. Asigură extracţia selectivă a cărbunelui şi sterilului la o grosime a stratului de cărbune de cel puţin 1,1m.

67

Părţi componente ale combinei

-organul de tăiere- destinat tăierii, formării profilului lucrării la secţiunea dată. El reprezintă un bloc care cuprinde reductorul organului de tăiere cu coroana şi motorul electric montat pe o ramă care prin proprii acşi face legătura cu rama rotativă superioară.

-încărcătorul- destinat pt. încărcarea meterialului derocat pe TR, şi reprezintă o masă rotativă cu braţe încărcătoare perechi. Rotirea şi ridicarea încărcătorului se realizează cu ajutorul cilindrilor hidraulică.

-corpul combinei- este elementul de legătură dintre părţile componente ale combinei. El este format dintr-o ramură în construcţie sudată- turnată. Pe ramură se află montate rotative sup. şi rotire a org. de tăiere şi a încărcătorului.

-transportul- destinat transportului materialului derocat-sistemul hidraulic asigură:

-ridicarea, coborârea, rotirea la dreapta şi la stânga a încărcătorului-tensionarea şi detensionarea reazemelor din faţă şi din spate

68

Fig. 12 Parti componente ale combinei de taiere

-rotirea transportorului -degajarea frânei-pornirea şi oprirea frânei-pornirea şi oprirea cursei-sistemul de neutralizare al prafului propriu al combinei- este format din complexul de desprăfuire de tip KOV cu organe de desprăfuire APV-265, sistemul de stropi este montat pe organul de tăiere.

-instalaţia cărucioarelor de rulare- este destinată pt. deplasarea şi manevrarea combinei în galerie

-dispozitivele de reazăm-transportul călăreţ- transportă materilul derocat la transportor

sau în vagoneţi, suspensia articulată a transportorului călăreţ pe rama transp. cu rachete permite manevrarea combinei în galerie, fără deplasarea transportorului.

Fig. 13 Transportor

Caracteristici tehnice

1. Randamentul combinei 0,5mc/min pentru o duritate de 6 pe scara Protodiaconov

69

2.Forma galeriei : trapezoidală3. Dimensiunile aprox. ale secţiunii-suprafaţa 9,25 m2

-înălţimea 2,6-4,5 m-lăţimea 3,6-6,2 m-amplitudinea braţului-înălţime 4500mm

- lăţime 6500mm-înălţimea de la sol 200mm4.Organ tăietor: cuţite tăietoare aşezate în coroane pe un braţ telescopic mobil5.Viteza de rotaţie a organului tăietor la o duritate a rocii 6 - 29rot/min, la o duritate de 40 - 46rot/min.6. Extinderea cadrului telescopic 600mm7.Nr de oscilaţii ale braţelor pe min 358.Lăţimea de degajare 4900mm9. Lăţimea plăcii alimentatoare 1800-3200mm10.Viteza lanţului cu raclete 0,9m/s11. Mecanism de acţionare tip autohton pe şenile, de comandă electrice individuale-viteza de mers 2m/min-lăţimea şeniloei 450mm-presiunea specifică pe sol 0,112.Sistemul hidraulic-presiunea nominală de lucru în sistem MPa 10-presiunea în circuit de comandă MPa 5-fluid hidraulic:ulei industrial I401GOST 2079913.Sistemul de combatere a prafului-absorţia prafului ventilator V-2MIS, debit ventilator 180mc/min-captări de praf P1>M1-stropire HUMS14.Instalaţii de pompare-debitul instalaţiei l/mm 100-presiunea dispoz. de stropire MPa 1,515.Echipament electric în construcţie antideflagantă-tensiune de alimentare 600V-frecvenţă curent 50Hz-putere totală a motoarelor el.instalată 230KW-puterea motorului organului tăietor 105KW16.Greutatea combinei

70

-cu încărcătorul 49t-fără încărcător 40t.

Calculul productivităţii combinei GPK-SProductivitatea teoretică:

P=

unde:m-grosimea fâşiei de rocă tăiată la deplasarea organului de lucru, m=0,5-0,1mB-pas de tăiereB=350mmVm-viteza maximă de deplasare a organului de lucruVm=0,08-0,1m/sS-secţiunea în săpare a lucrării miniereS=13,4m2

P=

Productivitatea tehnică:

PT=P∙Kv

Kv=

Ks=0,8 -coeficient de siguranţăTs=Ts'+Ts"+Ts'"

Ts"= =0,35min -retragerea combinei

Ts'"=nc∙tc=9mintc=3min -timp pentru schimbarea cuţitelor

LT= -drumul parcurs de coroană

Kv= =0,25

PT=0,23m/h

71

Productivitatea în exploatare:

PE=P∙Ko m/h

Ko=

PE=0,56∙0,92=0,51m/hNorma la săpare cu combina:

PEV=PES=7m3/h

mT=

mT=25,7 om min/m3

n0 - numîrul oamenilor la operaţia de tîiere - evacuareDesfăşurarea tehnologiei de execuţie pe faze de lucru:

a)Tăierea rocilorSe va realiza cu combina la profil de săpare 15,6m3 în condiţiile

prezenţei în frontul de lucru a rocilor cu rezistenţa la compresiune ce nu depăşeşte 600 daN/cm2. Pentru roci mai dure se recomandă tăierea prin perforare-puşcare, utilizând instalaţia de perforare montată pe combină.

În timpul operaţiei de împuşcare combina se va retrage cu 15 m de la front şi va fi protejată cu schema optimă de tăiere a frontului: tăierea în fâşii orizontale de la acoperiş la culcuş, ridicându-se la minim în funcţie de condiţiile geologice miniere, surparea rocilor şi gradul de prăfuire a frontului.

Tăierea frontului se face astfel:-se lasă jos încărcătorul la vatră, se ridică dispozitivele de reazăm, se cuplează acţionările cursei pe şnile, se coboară dispozitivul de reazăm pe vatră, până la extensie maximă.

Tăierea masivului se face prin avansarea coroanei de tăiere cu ajutorul cil. hidraulici şi organului de tăiere cu extensie maximă. Apoi se retrag tijele cil. hidraulici, se cuplează din nou acţionările rulării pe şenile, avansând cu combina înspre front, proporţional cu mărimea extensiei cil. hidraulici.Se repetă ciclul de operaţii necesare tăierii frontului pentru o avansare de 0,6m.b)Evacuarea materialului dislocat

72

Se realizează concomitent cu tăierea materialului, acestă fiind preluat de încărcător. Prin intermediul TR şi TB, materialul derocat este deversat în vagonete şi evacuat la suprafaţă.

În cazul tăierii prin perforare - împuşcare, încărcarea materialului se realizează cu combina.c)Susţinerea lucrării miniere

Pentru susţinerea provizorie se vor uitiliza armături metalice SG-29. Pentru rigidizarea acestora se vor utiliza strângători din lemn sau metalici. Pentru bandajarea pereţilor galeriei se utilizează panouri metalice.Pentru reducerea consumului de muncă a timpului de montare a susţinerii ţi implicit pentru creşterea vitezei se recomandă ca transportul materialelor de susţinere să se facă paletizat, începând de la suprafaţă şi până la locul de muncă.

Armăturile metalice vor fi poletizate în funcţie de raza de curbură.

De la suprafaţă şi până în subteran la locul de muncă paletele cu armături şi pachetele cu bandaje se vor transporta în cărucioare.

De aici sunt preluate şi transportate până la frontul de lucru.În faze de montare grinda se ridică la tavan cu dispozitivul

montat pe braţul combinei.d)Aprovizionarea cu materiale

Aprovizionarea cu materiale se face prin introducerea acetora de la suprafaţă prin puţurile auxiliare, la nivelul orizonturilor în săpare.e)Aerajul la săparea cu combina

Conform NPM, la săparea galeriilor cu combina de înaintare, aerajul se va realiza combinat, toate combinele fiind dotate cu un deprăfuitor ce lucrează prin aspirarea aerului şi a prafului din front pe care îl captează într-un filtru demare capacitate.

Aerul proaspăt este adus în circuitul de aeraj general al minei pe coloane metalice şi refulat în frontul de lucru de unde este preluat de desprăfuitoare. Combina GPK-S este dotată cu o instalaţie deprăfuitoare ce poate realiza un debit aspirant de 180m3/min.

Pentru a se asigura un aeraj normal şi al zonei de suprapunere a coloanelor (10-15m) QR>1,2 Qa

QR=1,2∙180 = 216m3/minLucrările de săpare vor fi demanate prin executarea planului

înclinat până la interceptarea str. 3, după care se va realiza legătura cu orizontul 240 în conformitate cu NPM.

73

Date iniţiale de calcul ale aerajului:-Secţiunea lucrării miniere în săpare 13,4m2

-Profil liber 12m2

-Lungimea lucrării 1320m-Nr. de oameni 7 oameni-Nr locomotive 1-Debit absolut 2a=0,2 m3/min

Criteriile după care se realizează calculul aerajului sunt:

1. În funcţie de necesarul de aer pentru diluarea gazelor emanate de zăcământ:

Qfp=

unde qa =0,2m3/min-debit absolut de gaz specific lucrării miniereC-concentraţia de gaze admise în curentul de evacuare a aeruluiCo-Concentraţia de gaz din curentul de alimentare cu aer a lucrării :

Qfp=

2.În funcţie de numărul de oameni şi locomotive :Q=n1q1 m3/minQ=28 m3/minn1-nr de oameni q1-4 mc/min norma de aer pentru un om

3.În funcţie de gazele eşapate de la motoarele cu ardere internăQ=n2q2 m3/minn2- putere totală a loc. Dieselq2-4m3/min - pt. fiecare CP când conţinutul de CO în conducta de săpare este cuprins între 0,06 ţi 0,08%Q=45∙4=180m3/min

4. Verificarea în funcţie de viteza minimă admisă unde:Q=60 K S Vminunde:K=0,5 -coeficient ce ţine seama de mărimea vitezei de circulaţieVmin=0,2m/s -viteza minimă de circulaţie a aerului pe lucrarea minierăS=12m3 -secţiunea liberă a lucrării miniereQ=60∙0,5∙12∙0,2=72m3/min

74

Din compararea datelor rezultă ă cel mai solicitat de instalaţia de dsprăfuire este cel mai mare. În acest caz se alege:Qa=180m3/minQR=1,2Qa=1,2∙180 =216m3/min = 3,6m3/s

Datele instalaţiei de aeraj parţial :

unde: Q- debit de aer ce se transportă pe coloană V=12m/s -viteza medie a aerului pe conductă

S=

Calculul diametrului coloanei de aeraj:

d= =0,618m

Se adoptă D=0,8m

Calculul parametrilor instalaţiei de aeraj parţial:-debit de aer adoptat în front 3,6m3/s-lungimea finală a coloanei 1320m

Reziatenţa aerodinamică a coloanei:Rc=Ro L

Ro=

L-lungimea coloaneiά-coeficientul de rezistenţă la frecarea aerului cu pereţii coloaneid-diametrul coloaneiά=0,0003 Kgs2/m2

Ro=

Rc=Ro L=0,006∙1320=7,9Kμ

Pierderi de aer prin neetanşeităţi:Kc=Ko∙L [m3/s la 1mm col H2O]Ko-coeficient unitar alpierderilor [m3/s/m la 1mm col H2O]Ko=0,0006Kc=0,0006∙1320=0,79 m3/s la 1mm H2O

Raportul debitelor de aer:

75

QR=

QR=1,02+0,585Kc +0,15Kc2∙Rc= =1,02+0,585∙0,79 +0,15(0,79)27,9=3,05Qfp=3,6m3/sQv=QR∙Qfp=3,05∙0,6=11m3/sDeci:Qfp =3,6 m3/sQv=11 m3/sQm=6,65 m3/s

Depresiunea necesară la ventilator:hv=Rc∙Qm2=7,9(6,56)2=340mmH2O

Lungimea L1 aferentă pentru primul ventilator se alege cu ajutorul monorgameiVom alege V-496/5-centrifugalL1=Rc∙L=4,8mRc1=Rc∙L=4,8 KμKc1=Kc∙L=0,48m3/s la 1mmH2O

QR1=

QR=1,02+0,585Kc +0,15(Kc1)2Rc1=1,8Qfpv2=1,8∙3,6=6,4m3/s

Din monogramă vom alege:Qfpv1=6,4m3/s L2=540m

V1 V2

800m 540m

Fig. 14 Amplasarea ventilatoarelor

Organizarea muncii şi indicatorii tehnico-economici

76

Pentru stabilirea avansării zilnice la tăierea u combina GPK-S s-au analizat factorii care influienţează această operaţie , respectiv natura rocilor, modul în care această combină efectuează tăierea frontului.

De asemenea s-au avut în vedere atât normele complexe prevăzute prin normative pentru toate operaţiile pe care le cuprinde un ciclu de săpare, cât şi rezultatele obţinute până în prezent , privind posibilitatea tăierii în steril a combinelor existente la minele noastre.

Astfel pentru înlocuirea ciclogramei de execuţie s-au luat în considerare:-secţiuneade săpare a lucrării 12,6m2

-timpul de tăiere al rocii-natura rocilor-steril tare reprezentat prodominant prin gresii a căror rezistenţă la compresiune variază până la 600daN/cm2

-susţinerea provizorie a lucrării-armături metalice SG-29 din 4 elemente.

Organizarea procesului de săpare cu combina GPK-S Din datele CNH Petroşani reiese că la EM Bărbăteni timpul

necesar tăierii a 1m3, revenind pe formaţia de lucru 30-35 om min /m3.La susţinerea în TH- SG-23, timpul de montare a unei armături

este de 70min cu o formaţie de 4 oameni.Prelungirea căii ferate şi a coloanei de aeraj se face în 90-120

min pe un traseu de 2 m.Pentru proiectarea organizării va fi necesar să se

calculeze , ,consumurile de muncă pe complexele de operaţii repetabile şi nerepetabile folosind datele:S=13,4, secţiunea de săpareTsch=360min, timpul unui schimbn=4 oameni pe schimbMoi =Voi moi P , om min/ schimb, consumul de muncă pe operaţii nerepetabileVoi-volumul specific de lucrări pe unitatea de produsmoi-norma compusă de timp pe complexe de operaţiitoj-timp auxiliar pentru operaţiile de aeraj, control front , intrare şi ieşireW-pas pe schimb

77

Calculul consumurilor de muncă:01.Tăiere. încărcare, evacuareMoi=S∙mo1∙W=25 W 13,4=335 ommin/ciclumo1=25 om min/m3

02.Susţinerea definitivă:Mo2=1/Lmo2W=150W om min/ciclumo2=120 om min/ciclu

03. Operaţii conexe :Mo3=Wmo3=120W om min/ciclumo3=120 om min/m3

04.Aprovizionarea cu materiale :Mo4=m04W=60 W om min/min05.Control front, pregătirea combinei pentru lucru:Mo5=nto5=10n om min/ciclut05=10min

Alegerea soluţiei de organizare funcţie de numărul oamenilor pe schimb:M=nTech =∑Moi=665W∑toj=10 min665W=n(Tc-10)

W= =2,1 m/schimb

M01=335W=335 2,12=704M02=318M03=252M04=126M05=40Total 1440

Nr.crt OPERAŢII TIMP MUNCITORII1 2 3 4

01 Tăiere,încărcareevacuare

704 176 176 176 176

02 Susţinere 316 79 79 79 7903 Operaţii conexe 252 63 63 63 6304 Aprovizionare

cu materiale128 32 32 32 32

78

05 Control frontPregătire combină

40 10 10 10 10

TOTAL 1440 360 360 360 360

CAPITOLUL VIII

AMENAJAREA LUCRARILOR MINIERE

8.1Descrierea modului de amenajare

Amenajarea lucrărilor miniere cuprinde o serie de operaţii referitoare la montarea căii ferate definitive, montarea transportoarelor, a cablurilor electrice, a conductelor de aer comprimat, a conductelor de apă şi amenajarea canalelor pentru scurgerea apelor.

Aceste operaţii,sunt executate după săparea şi montarea susţinerii lucrărilor miniere.

Montarea liniei de cale ferată

La săparea galeriilor şi planurilor înclinate , cu înclinare mică, accesul instalaţiei de perforat sau a maşinii de încărcat până la front se asigură prin utilizarea unor segmente de cale ferată provizorie care, pe măsura avansării frontului sunt înlocuite cu şină de cale ferată definitivă care servesc ulterior întregul proces de transport al producţiei.

Amenajarea definitivă a căii ferate, se realizează pe trasee de 8-12m.

Elementele componente ale unei căi ferate definitive sunt şinele , traversele şi patul de pietriş sau balast care formează suprastructura, în timp ce roca de pe vatră se numeşte infrastructură.

79

Amenajarea galeriei se face cu traverse din fag. Fixarea şinelor se realizează cu crampoane şi sunt astfel fixate încât distanţa dintre marginile lor interioare, numită ecartament să corespundă valorilor cuprinse în proiectul de execuţie 630m.

Pe direcţie, şinele sunt fixate cu ajutorul ecliselor. Pe direcţii transversale sunt montate la diferite distanţe a.î. unui metru de galerie să-i revină 1,5-3 bucăţi. Linia de cale ferată trebuie montată cu o anumită înclinare spre sensul de transport al vagoanelor pline.

Panta caii ferate, ca şi panta canalului de scurgere se execută după valorile prevăzute în proiect şi se verifică prin măsurători topografice.

Fig.15 Galerie amenajata

În planul înclinat şi pe galeria transversală orizontul 200 unde sunt prevăzute şi transportoare cu benzi, amenajarea lor este adoptată şi acestui scop, deci evacuarea construcţiilor pentru montarea benzilor.

La transportul cu locomotive elecrice trebuie avut în vedere şi fixarea firelor electrice de pereţii galeriei.

Apele care rezultă din lucrările miniere de exploatare sunt colectate prin intermediul canalului de scurgere a apelor şi conducte înspre bazinele staţiilor de pompe. Forma şi dimensiunile transversale ale canalelor se aleg , funcţie de debitul apelor, timpul susţinerii, durata de serviciu, proprietăţile rocilor.

Amplasarea canalelor de scurgere se face la una din extremităţile vetrei galeriei. Dimensiunile se stabilesc astfel încât să asigure un

80

debit de apă minim 100m3/h la o pantă de 5%. Canalele sunt acoperite cu plăci prefabricat din beton armat.

Montarea conductelor şi cablurilor

Montarea lor se face a.î. să nu fie deteriorate de locomotive, vagonete în timpul deplasării.Trebuie avut în vedere că la o eventuală răsturnare a locomotivei sau vagonetului, să nu se sprijine pe ele.

Locul care prezintă cea mai mare securitate pentru amplasare sunt zonele dintre părţile superioare ale galeriei ţi planul înclinat.

În marea majoritate conductele sunt montate în culoarul destinat transportului de personal.Cablurile sunt fixate pe unul din pereţii galeriei la 1,5-1,8 m faţă de vatră. Cablurile telefonice, de iluminat şi de semnalizare de control se montează pe peretele opus celui care se montează cablurile electrice de forţă.

În situaţia când în profilul galeriei, pe unul din pereţi este montată reţeaua de conducte, atunci cablurile electrice de forţă trebuiesc montate pe peretele opus, iar celelalte cabluri la cel puţin 300m faţă de conducte.

8.2. Dimensionarea suprastructurii căii ferate şi a canalului de scurgere a apelor

Suprastructura căii ferate este formată din balast, traverse, şine şi material mărunt de cale ferată.

Rolul balastului este de a distribui presiunea pe vatra lucrării, formează o pernă elastică sub traverse şi d posibilitatea scurgerii apelor.

Lăţimea stratului de balast trebuie să iasă în afara capetelor traverselor din lemn cu cel puţin 10 cm.

Grosimea stratului de balast trebuie să asigure o îngropare a traverselor din 2/3 din grosimea lor iar sub traverse grosimea stratului să fie de cel puţin 10 cm pentru traverse de lemn.

Traversele din lemn se execută din esenţă tare şi au avantaje că sunt elastice, au stabilitate mare în balast, se prelucrează şi se mânuiesc uşor.

Şinele au un profil care asigură pt. o secţiune minimă o rezistenţă mare la solicitările la care e supusă şina. Se laminează din oţel- crom.

81

Calculul de rezistenţă al şinei se face ca în cazul unei bare elastice aşezate pe un mediu elastic.-modulul de rezistenţă la încovoiere

W=

-pentru calculul masei miniere necesareP=25 10-5 F kg/mSe va folosi:-şină de cale ferată 25 kg/m X2 buc-traverse de gorun 1,5 buc/m gal-pietriş

Dimensiunile traversei ,sunt funcţie de ecartament. La ecartament de 630 mm corespund dimensiunile : 120X160X1200

Valoarea pantei liniei:L=h/l %Normele de protecţie a mincii admit pante de 3-50

Dimensionarea canalului de scurgere al apelor:

Se alege astfel încât să asigure un minim de 100 m3/h la o pantă de 5 %o.

Debitele de apă ce curg în canal:Q=SVS=0,22m2

Canalul se face din B-200v=c m/sR=S/P =0,23Q-debitul =240m3/hP-perimetrul canaluluiS-secţiunea spălată 0,22m2

Q=240m3/h = =0,067 m3/s

82

CAPITOLUL IX

NORME DE PROTECTIA MUNCII

La eliberarea proiectului s-au avut în vedere prevederile următoarelor normative :-Norme de protecţia mincii pentru industria minieră ed. 1991-Instrucţiuni tehnice la norme de protecţia muncii pentru industria minieră, ed 1991-Album de profile miniere tipizate ed. 1993-Cataloage de preţuri unitare pe articole de deviz ed.1982

Stabilirea dimensiunilor lucrărilor miniere s-a făcut în funcţie de necesitatea de aeraj, gabaritul utilajelor şi a materialului rulant, a instalaţiilor de transport şi a spaţiului pentru circulaţia personalului.

Debitul de aer necesar s-a calculat conform instrucţiunilor tehnice la NDPM ed .1981 şi redat în capitolul de aeraj.

Debitul de aer va asigura un climat corespunzător.Pentu combaterea prafului la perforarea găurilor este necesar să

se utilizeze conducte de apă necesare folosirii perforajului umed şi aplicarea la lucrările de împuşcare şi a perdelelor de ceaţă.

La utilizarea explozivilor de siguranţă şi a capselor detonante electrice concentraţia trebuie să fie sub 1% metan măsurat în profil şi de până la 2 % metan măsurat în cuiburi cu ventilatorul în funcţiune.

Când planul înclinat sau galeriile traversează falii se vor respecta următoarele măsuri:-frontul de lucru se va oprii la 10 m de falia cunoscută sau presupusă, considerat perpendicular pe direcţia faliei care va fi continuată în

83

spatele acesteia încă 5m. În prealabil acesta va fi etanşată cu lapte de ciment pe lungime de 6 m. În cazul în care direcţia faliei este perpendiculară pe cea a lucrrii, gaura de sondă se va forma dintr-o uşă amplasată în apropierea frontului de lucru.

În cazul în care lucrarea miniere se execută paralel cu o falie se iau măsurile:-lucrarea minieră se va amplasa a.î. distanţa dintre aceasta şi falie să nu fie mai mică de 10 m. -după atacarea lucrării miiere se va executa o gaură de sondă spre falia învecinată, orientată înclinat, gaura de sondă va continua cu ăncă 10 m după înţeparea faliei, pentru asigurarea existenţei faliei şi canalizării unei eventuale acumulări de metan.-găurile de sondă ,vor fi amplasate la distanţe de max. 50. una de alta pe toată durata de execuţie pentru a evita acumulări de metan pe falii şi intrarea intempesivă a lucrării miniere ăn falie.-fiecare lucrare de sondă va fi tubată şi etanşată cu lapte de ciment pe min. 6 m şi va fi amenajată cu dispozitivele necesare în vederea legării la reţeaua de drenare din zonă în situaţia în care falia va reprezenta înmaganizări de metan.

84

CAPITOLUL X

CALCULUL ECONOMIC

A. Săparea planului înclinat şi a galeriei transversale la profil GDM-12 PLDM-12, în varianta utilizării procesului de perforare- puşcare

SPECIFICARE U/M Preţ unitarlei/UM

GDM-12

Cantitate Valoarelei/m

MATERIALE

Conductori electrici prin puşcare

m 3,20 2,5 8,0

Explozivi AGP kg 4,55 14,0 63,7Tub cauciuc pt. aer comprimat

m 3,11 0,2 0,622

Tub cauciuc pt. apă

m 2,27 0,2 0,454

Ţevi oţel fără sudură zinc

m 4,43 0,08 0,3544

Ţevi oţel fără sudură negre

m 4,66 0,08 0,3738

Tub de aeraj tablă

m 18,9 0,2 3,78

Oţel pt. sfredele şi cuţite

kg 125,05 0,3 37,515

Capse elecrtice cu întârziere

buc 34,9 40,0 19,6

Cap. detaşabil D=40-42mm

buc 45,2 0,134 16,057

Şină C.F.rec. kg 0,245 3,52 0,862

85

Total material 154,9330

154,9330 x cheltuieli indirecte( 5,4) = 836,63

SPECIFICARE U/M

K1

Preţ unitarlei

Cantitatea

ValoareaLei/m

MANOPERĂ

Echipa de acond

Nivel de salarizare

M1M2M3M4Mn post

P 1,1 54,49 - 66,5463

O 1,1 49,6 16 - 59,0431

S 1,1 4,2616 - 5 9,0431

T 1,1 39,5 621 - 5 7,8443

Artificier

46,5 710 5 2 32,8 550

M5 52,9480 0,46 13,5 608

TOTAL 246,4158

SPECIFICARE UM Cantitate Preţ unitarlei/UM

Amontisment% an

Valoarelei/m

UTILAJE

LDM-45-A buc 1 1000 00 6 1 666,6666

Transportor TR-3

buc 4 3100 00 4 775,0000

Vagonete VF-1

buc 30 300 4 750,0000

Perforator P-90

buc 2 1900 4 475,0000

Ventilator V 496/1

buc 2 13000 4 3 250,0000

MIC-3P buc 1 31000 6 516,6666

TOTAL 45 01,0000

86

CA = Can/Vlună = 4 501,0000/88 = 51,1363 lei/an.

SPECIFICARE

UM

Preţ

Puterekw

Timp de funcţionare

Energ. consumată

Valoarelei/m

ENERGIE Energie electrică pt. aeraj

kw 0,37 22 6 132 48,84

Energie pneumatică pt. perforator şi maşina de încărcat

m3 800 - 2,5 34,43 6,8

Consum combustibil

l 2,2 - - 20 44

TOTAL 99,64

Costul la 1 m de galerie săpată :836,63 + 246,4158+ 51,1363 + 99,64 = 1233,8211 lei

87

B.Săparea cu combina 4PP-2M

SPECIFICAŢIE UM Preţ unitarlei/UM

Cantitate Valoarelei/m

MATERIALE

Cuţite pt. combine

buc 21,5 2 43

Ţevi oţel fără sudură zinc

m 4,43 0,13 0,5759

Tub cauciuc pt aer comprimat

m 3,11 0,15 0,4665

Tub de aeraj flexibil

m 27,6 0,1 2,76

Cablu CMBP

m 10,2 0,05 0,51

Cablu de oţel sârmă

Kg 15,663 0,08 0,13

Ulei mineral neaditivat

Kg 3,71 1,52 5,6392

TOTAL 53,0816

530 816lei X 5,4(coeficientul de majorare)=286,6406

88

SPECIFICAŢIE Um Preţ unitar

K1 Cantitate ValoareLei/m

MANOPERĂ

Echipa de acond

M1M2M3M4

PO

46,571 1,0 2,06 95,9362

Echipa regie

electrician S 39,48 1,0 0,3 1,144lăcătuş T 39,562 0,79 31,2539

TOTAL 139,0341

SPECIFICAŢIE UM

Preţ unitar

Cantitate

Amontisment%an

Valoarelei/m

UTILAJE

Combina 4PP-2M

buc 240000

1 6 40000

Locomotiva LDM-45-A

buc 70000 1 6 11666,6

Transportor TR-3

buc 130000

4 6 86666,6666

Vagoneţi buc 3000 30 6 1500Ventilator V496/5

buc 30000 2 10 6000

TOTAL 145 700

89

SPECIFICAŢIE UM

Preţ unitar

Putere

Timp de funcţionare

Energie consumată

ValoareLei/m

ENERGIE

Energie electrică pt. aeraj şi transport

KW

0,37 >75 6 200 74

Energie el. pt. tăiere

KW

0,37

Motorină

l 2,7 - - 20 54

TOTAL 128

Costul total la 1 m săpat cu combina:286,6+139,0814+1138,2710+128=1691,9524

90

C.Susţinerea la PLDM-12

SPECIFICAŢIE UM Preţ unitar

Cantitate Valoarelei/m

MATERIALE

Cadre metalice SG-29

Kg 3 295,8 885

Tălpi de reazăme detaşabile

Kg 0,828 8,19 3,6

Bride pt. fixare

buc 6,5 6 39

Strângători din ţeavă neagră

buc 2,9111 4 11,6

Bride mici pt. strângători

buc 3,9 4 15,6

TOTALbuc 958

958X 41,4(coeficientul de majorare) = 1341,2

SPECIFICAŢIE UM Ki Preţ unitar

Cantitate Valoarelei/m

MANOPERĂ

Echipadeacond

Niveldesalari-zare

M1 POST

1,1 46,571 1,47 68,4463M2M3M4

TOTAL 68,4463

Cost total la susţinere

91

68,4463+1341,2 =140,9663lei/min

D.Amenajare

SPECIFICAŢIE UM Preţ unitar

Cantitate Valoare

MATERIALE

Şină de cale ferată

Kg 34 860 35,3 123,0558

Travense buc 310 000 1,5 46,5Pietri spălat în râu

m3 1 500 000 0,72 108

Dulapi răşinoase

m3 5 360 000 0,038 2,0362

Grinzi stejar

m3 4 603 000 0,006 2,7618

Material mărunt de şine

kg 40 000 2,36 9,44

TOTAL 291,7944

291,7944 X 1,4(coeficient de majorare ) = 408,5121

SPECIFICAŢIE UM Preţ unitar

Cantitate Valoarelei/m

MANOPERĂ

Echipa de acond

Nivel de salarizare

M1 POST

46,571 0,369 17,1846M2M3M4

TOTAL 17,1846

Cost total la amenjare408,5121+17,1846=425,6967

92

TABEL CENTRALIZATOR

Perf. împuşcare CombinăSĂPARE 1374,9031 1737,9151SUSŢINERE 1409,6663 1409,6663AMENAJARE 425,6964 425,6964TOTAL 3183,2658 3573,2778

Se alege varianta prin perforare împuşcare.

93

CAPITOLUL XI

CONCLUZII

Ca urmare a exploziei de la inceputul anului 2004 in timpul exploatarii stratului 13 la E.M. Livezeni s-au inchis toate abatajele situate in sectorul Iscroni din zona putului orb numarul 6.

In aceasta situatie s-au impus inceperea lucrarilor de deschidere si pregatire a str. 13 intre orizontul 187-130. Tinand seama de aceasta situatie pentru deschiderea str. 13 bl. IX trebuie neconditionat sa se faca finalizarea planului inclinat pentru transport steril, materiale si aeraj.

Planul inclinat in raport cu documentatia minei va avea o lungime de 200 m si o inclinare de 130-140 . El va fi destinat in principal transportului de materiale, de steril, precum si de carbune in cazul defectarii planului inclinat colector.

Prin documentatia geologica rezulta ca atat galeria de atac cat si planul inclinat va intersecta o alternanta de roci constituita din gresii argiloase, marne si argile grezoase cu rezistenta la compresiune σc

=450daN/m2 respectiv argile grezoase cu σc =336daN/m2 deci rocu cu f=3-5,5. Pentru calcule s-a adoptat un f (coeficient de tarie) = 4 adica mediu.

Avand in vedere taria rocilor precum si durata de serviciu a galeriei si a planului inclinat de cca 10 ani, pentru construirea galeriei si a planului inclinat s-a ales in baza dimensionarii sectiunii utile in functie de gabaritul mijloacelor de transport si debitul necesar de aer profile tipizate GDM-12 si PLDM-12, profile alese din « Albumul de lucrari miniere tipizate ».

94

S-a adoptat pentru sustinerea metalica, deoarece o sustinere in beton ar fi condus la cresterea sectiunii in sapare pentru aceasi sectiune la 20 m2 , cu implicatii negative atat a costului saparii cat si a stabilitatii rocilor.

Avand in vedere atat taria rocilor cat si lungimea galeriei si a planului inclinat pentru saparea acestor lucrari s-au proiectat urmatoarele variante tehnologice :-cu folosirea metodei de perforare-puscare in care se folosesc perforatore P-90 si incarcare manuala pe transportor atat pe galeria de atac cat si la planul inclinat . Saparea galeriei de atac si a planului inclinat se face prin dotarea frontului cu carucior de perforare IMP-2 si masina de incarcat 2P.-saparea galeriei si a planului inclinat cu combina de taiere GPK-S din dotarea minei.

In prima varianta tehnologica se vor perforatoare P-90 iar incarcarea se va face manual pe transportor cu raclete TR-3. In frontul de lucru se va perfora un numar de 36 de gauri cu sambure pana verticala de 8 gauri cu o lungime de 2-2,33 m adoptandu-se lungimea finala de 2,2m.

Dupa perforarea gaurilor se va efectua operatiunea de incarcare-impuscare a acestora.

Cantitatea de exploziv pe salt a rezultat ca fiind de 2,5 kg de exploziv A.G.P. si o incarcatura medie pe gaura de 0,7-0,8 kg/gaura.

Initierea se va face cu capse detonante electrice milisecunda tip DEM-ZB.

Burajul se va efectua cu galuste de nusip si argila iar legarea capselor se va face in serie.

Impuscarea se va face la o distanta minima de 100m dintr-o ninsa cu ajutorul unui exploziv antigrijutos M-514K Vopil.

Datorita lungimii foarte mari de galerie ce trebuie aerisita ventilatoarele fiind montate la baza planului inclinat s-a alez aerajul aspirant si coloana de aeraj va avea 800mm diametru ea trebuind sa asigure un debit de 3,5m3/sec sau 210m3/min.

Pentru asigurarea aerajului se va folosi un ventilator centrifugal V496/1 sau 4 ventilatoare VE-700 de 17KW.

Dupa aerisirea frontului se va efectua incarcarea si evacuarea rocilor.

95

In acest caz in galeria de atac se va folosi masina MIC-2P iar la saparea planului inclinat incarcarea se va face manual pe transportorul cu raclete TR-3.

Dupa incarcarea rocii se va efectua sustinerea definitiva. Prima data se vor monta cele doua cintre de la tavan dupa care se vor monta stalpii si se vor strange bridele. Bandajarea se va face cu gratare metalice la pereti iar la tavan cu jumatati de lemn.

Dupa sustinere se realizeaza prelungirea sinei, a coloanei de aeraj si a retelei electrice, de aer comprimat si de apa.

In varianta prin care se foloseste saparea galeriei si a planului inclinat cu combina GPK-S din dotarea minei se poate mentiona faptul ca acest tip de combina PK a fost proiectata si pentru a xecuta plane inclinate cu inclinare pana la 180.

Combina de taiere GPK-S este prevazuta cu brat in consola, cu taiere axiala ce poate detasa roci ce au un coeficient de tarie pana la f=7 (700daN/m2).

Fazele tehnologice de taiere constau in urmatoarele :-se va taia un fagas la vatra dupa care prin deplasare de sus in jos se va detasa intreaga sectiune a frontului dupa care se v relua un ciclu pana la un avans de 1,8m/schimb.-in continuare se va realiza sustinerea care va consta din trei cadre montate la distante de 0,6m.-din prelungirea transportorului si a caii ferate se va realiza un avans de cca. 5m.

Viteza zilnica va fi in cadrul acestei metode de taiere cu combina de 3,6m/zi.

Dupa saparea planului inclinat se va realiza amenajarea acestuia cu cale ferata simpla si transportor cu banda TBS-800.

Pentru saparea planului inclinat si a galeriei de atac catre orizontul 300-250 pentru deschiderea str. 3, bl.I se va folosi metoda prin perforare – impuscare, ce utilizeaza perforatorul P-90 si incarcare manuala deoarece utilizarea combinei GPK-S poate conduce la riscul intersectarii unor roci cu tarie mai mare precum si a alunecarii acestora pe rocile argiloase de pe vatra galeriei.

In urma calculuilui economic a rezultat deasemenea un cost mai mic prin folosirea metodei de perforare – impuscare decat costul folosirii combinei de taiere.

96

BIBLIOGRAFIE

1. x x x Album de lucrări miniere tipizate 1992

2. x x x Documentaţie P.E. şi geologicăE.M. Livezeni

3. x x x Manualul inginerului de mineVol. III, IV şi V, Ed. Tehnică Bucureşti

4 Tat Sabih Explozivi şi tehnice împuşcări în industrie

5. R. Amărescu Tehnologi moderne de săpare şi susţinere a lucrărilor subteraneEd. Tehnică 1973

6 .Popescu V. Săparea lucrărilor subteraneEd. Tehnică 1980

7 .Simionescu ş.a. Organizarea şi conducerea inteprinderilor miniere

Ed. did. 19848 .Leţu N. ş.a Construcţii miniere subterane

vol. II, IV, V, 1984-1986Ed. UT Petroşani

9 .Kovacs St.,Bădulescu D. Exemple de calcul (Exploatări miniere) Ed. Tehnică 1982

10. x x x Norme de protecţia munciiîn industria minieră 1981

11. Bancila Proprietatile Rocilor Vol. IIEd. Tehnica 1983

97

13. A Teodorescu Reologia RocilorEd. Tehnica 1986

14. A. Teodorescu Proprietatile rocilorEd. Tehnica 1984

15. www.companianationalaahuilei.ro16. www.muzeulmineritului.ro

98