Разработка способов пересечения выбросоопасных зон при выемке третьего калийного горизонта Старобинского месторождения в условиях четвертого рудника ПО "Бе

Тип работы:
Дипломная
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Разработка способов пересечения выбросоопасных зон при выемке Третьего калийного горизонта Старобинского месторождения в условиях четвертого рудника ПО «Беларуськалий»

Аннотация

В дипломном проекте объемом 148 страница на основе технико-экономического сравнения выбраны рациональные схемы вскрытия, подготовки и отработки Третьего калийного горизонта Старобинского месторождения в условиях четвертого рудника ПО «Беларуськалий». Спецчасть проекта посвящена разработке способов перехода выбросоопасных зон при выемке Третьего калийного пласта Старобинского месторождения на полную мощность. Выполнен статистический анализ результатов пересечения горными работами геологических нарушений типа «мульда погружения» на ПО «Беларуськалий». Рассмотрена и уточнена теория проф. Одесского И. А. об образовании мульд погружения. Описан базовый способ перехода выбросоопасных зон очистными забоями. На основе базового способа, применяемого на рудниках объединения, и описанной теории образования мульд разработан способ искусственного инициирования выброса соли и газа в лаве при выемке Третьего калийного пласта на полную мощность. Определены рациональные параметры дренирующей выработки для задания солегазовому потоку наиболее оптимальной траектории. Построен график зависимости угла наклона передовой выработки от радиуса зоны проявления предупредительных признаков ГДЯ. Приведены расчеты параметров буровзрывных работ по инициированию внезапных выбросов в зонах геологических нарушений.

The summary

In the degree project of volume 148 pages on the basis of technical and economic comparison are chosen rational opening schemes, preparation and improvement of the Third potash horizon of a deposit Starobinskoe in conditions of the fourth ore mine «Belaruskaliy». Special part of the project is devoted to developing the ways of transition of outburst-prone zones at extraction of the Third potash seam on complete power. The statistical analysis of results of crossing by mining operations of geologic failures such as «sphere of immersing» on «Belaruskaliy» is executed. The theory of prof. Odesskiy I.A. about formation of «speheres of immersing» is considered and corrected. The base way of transition of outburst-prone zones by stopes is described. On the basis of a base way used on ore mines of association and described theory of formation of «spheres of immersing» the way of artificial initiation of a salt-and-gas outburst in longwall at extraction of the Third potash seam on complete power is developed. The rational parameters of a draining development to make an optimal direction for salt and gas flow are determined. The graph of dependence between the corner of inclination of advanced development and radius of the zone of display of precautionary attributes of salt-and-gas outbirst is given. The calculations of parameters of operations on initiation of sudden outbursts in zones of geologic failures are present.

Оглавление

выработка выемка горная масса

Введение

1. Характеристика района и месторождения

1.1 Общие сведения о месторождении

1.2 Краткая геологическая характеристика шахтного поля 4РУ

2. Запасы шахтного поля

2.1 Определение запасов

2.2 Определение потерь в охранных целиках

2.3 Определение срока службы рудника

3. Вскрытие и подготовка шахтного поля

3.1 Выбор способа вскрытия

3.2 Описание вариантов вскрытия

3.3 Экономическая оценка вариантов вскрытия

3.4 Определение эксплуатационных расходов

3.5 Экономическая оценка вариантов вскрытия по приведенным затратам

4. Организация работ по руднику

5. Подъем

5.1 Выбор типа подъемной установки и подъемных сосудов

5.1.1 Часовая производительность подъемной установки

5.1.2 Высота подъема

5.1.3 Емкость и грузоподъемность скипов для руды

5.1.4 Объем скипа

5.1.5 Длина отвеса каната

5.1.6 Вес 1 погонного метра каната

5.1.7 Проверка выбранного каната на статический запас прочности

5.1.8 Диаметр барабана подъемной машины

5.1.9 Максимальное статическое натяжения одной ветви каната

5.1. 10 Максимальная разность статических натяжений грузовой и порожней ветви

5.1. 11 Максимальная скорость подъема

5.1. 12 Ориентировочная мощность двигателя подъемной машины

5.2 Кинематика подъема

5.2.1 Ускорение движения скипа при выходе порожнего из разгрузочных кривых

5.2.2 Ускорение движения скипа при наматывании каната на малый цилиндр

5.2.3 Равномерное движение скипа при наматывании каната на малый цилиндр

5.2.4 Ускорение скипа при наматывании каната на коническую часть

5.2.5 Время равномерного движения скипа при навивке каната на большой цилиндр

5.2.6 Время замедления движения скипа при навивке каната на большой барабан

5.2.7 Время движения скипа в разгрузочных кривых:

5.3 Уточненный расчет мощности двигателя

5.3.1 Статические сопротивления

5.3.2 Приведенная масса

5.3.3 Движущие усилия для характерных точек диаграммы скоростей

5.3.4 Мощность двигателя

5.3.5 Мощность электродвигателя

6. Капитальные и подготовительные выработки

6.1. Сечение и крепь вскрывающих горных выработок

6.2 Подсчет объемов и стоимости горных выработок сдаче горизонта в эксплуатацию

7. Проект проходки

7.1 Подготовительно-нарезные работы

7.2 Выбор средств механизации работ по проходке выработок

7.3 Организация проходки выработок

7.4 График организации работ по проведению горных выработок

7.4.1 Сменная производительность комплекса по горной массе

7.4.2 Количество циклов в смену

7.4.3 Расчет графика организации работ. Время потерь рабочего времени и трудоемкость потерь

7.4.4 Расчет календарного плана подготовительно-нарезных работ

7.5 Расчет себестоимости одного метра выработки

8. Система разработки

8.1 Краткая геологическая характеристика пласта и вмещающих пород

8.2 Параметры системы разработки

8.3 Подготовка панели, параметры горных выработок

8.4 Средства механизации и организация работ при очистной выемке

8.5 Добыча руды из подготовительных работ. Запасы выемочного участка

8.6 Расчет производительности лавы

8.7 Расчет себестоимости 1 т руды по добычному участку

8.8 Спецчасть «Разработка способов пересечения выбросоопасных зон при выемке III калийного пласта на полную мощность»

8.8.1 Теория образования мульд погружения

8.8.2 Базовый способ перехода ВОЗ при слоевой выемке Третьего калийного пласта

8.8.3 Предлагаемый способ перехода ВОЗ при выемке Третьего калийного пласта на полную мощность

8.8.4 Определение рациональных параметров дренирующей выработки

8.9 Паспорт БВР для предлагаемого способа

9. Подземный транспорт

9.1 Доставка людей и грузов на горизонте

9.2 Транспортировка горной массы. Выбор конвейеров

9.3 Расчет скребкового конвейера

9.3.1 Определение среднеминутного грузопотока

9.3.2 Определение максимального грузопотока

9.3.3 Определение минутного коэффициента неравномерности

9.3.4 Продолжительность разгрузки конвейера

9.3.5 Эксплуатационная производительность

9.3.6 Необходимое и фактическое сечение конвейера

9.3.7 Определение сопротивления движению при работе скребкового конвейера

9.3.8 Линейная масса груза

9.3.9 Определение тягового усилия привода конвейера

9.3. 10 Сопротивление движению на приводной головке

9.3. 11 Определение суммарной мощности электродвигателей:

9.3. 12 Запас прочности тягового органа

9.4 Расчет ленточного конвейера

9.4.1 Проверка по приемной способности

9.4.2 Продолжительность загрузки конвейера

9.4.3 Эксплуатационная производительность

9.4.4 Определение сопротивлений движению

9.4.5 Натяжение ленты

9.4.6 Определяем запас прочности ленты на разрыв

9.4.7 Тяговое усилие привода

9.4.8 Мощность двигателя приводных барабанов

10. Проветривание

10.1 Выбор схемы и способа проветривания

10.2 Расчет необходимого количества воздуха

10.2.1 По наибольшему числу людей в лаве

10.2.2 По горючим газам

10.2.3 По нагреву воздуха

10.2.4 По минимальной допустимой скорости движения

10.2.5 Расход воздуха по пыли:

10.2.6 По комплексу факторов принимаем максимальное значения расхода воздуха из расчетных значений

10.3 Расчет необходимого количества воздуха для проветривания подготовительных забоев

10.3.1 По наибольшему числу людей

10.3.2 По метану

10.3.3 По нагреву воздуха

10.3.4 Расход воздуха по пыли и минимальной скорости движения воздуха

10.4 Аэродинамический расчет трубопровода и выбор вентилятора местного проветривания для забоя подготовительной выработки

10.4.1 Подача вентилятора

10.4.2 Необходимое давление вентилятора

10.4.3 Расход воздуха в месте установки ВМП определяется в соответствии с требованиями правил безопасности, исключающими возможность рециркуляции воздуха, по следующим формулам

10.5 Расчет необходимого расхода воздуха для проветривания одной панели горизонта «-670 м»

10.6 Необходимый расход воздуха в пределах околоствольного двора

10.7 Необходимый расход воздуха для проветривания рудника

10.8 Расчет депрессии рудника

10.9 Выбор вентилятора главного проветривания

11. Генеральный план поверхности

12. Электроснабжение рудника

12.1 Подземное освещение рудника

12.2 Общерудничное электроснабжение

13. Автоматизация производственных процессов

13.1 Автоматизация скипового подъема

13.2 Автоматизация проходческих машин

13.3 Автоматизация конвейерных установок

13.4 Автоматизация вентиляторов главного проветривания

13.5 Система полуавтоматического управления комплексом ПК-8

13.6 Автоматические регуляторы нагрузки комбайнов

14. Безопасность проектных решений

14.1 Анализ опасных и вредных факторов

14.2 Обеспечение требуемого состава шахтного воздуха

14.3 Мероприятия по обеспечению безопасности труда

14.4 Безопасность очистных и подготовительных работ

14.5 Обеспечение электробезопасности

14.6 Мероприятия по производственной санитарии

14.7 Защита от шума и вибраций, борьба с пылью

14.8 Предотвращение травматизма на рабочем месте

14.9 Противопожарные мероприятия в связи с газовым режимом

14. 10 Мероприятия по ведению горных работ вблизи и при вскрытии выработок, опасных по скоплению газов

14. 11 План ликвидации аварий

15. Охрана окружающей среды

15.1 Охрана воздушной среды

15.2 Охрана водоемов и рациональное использование водных ресурсов

15.3 Охрана недр и земной поверхности

15.4 Обработка и складирование отходов

Введение

Большую опасность при отработке III калийного пласта Старобинского месторождения представляют мощные выбросы соли и газа, места, проявления которых приурочены к локальным нарушениям типа «мульда погружения». На настоящий момент на ПО «Беларуськалий» накоплен большой опыт перехода таких выбросоопасных зон путем инициирования выбросов соли и газа в очистной или подготовительный забой с помощью БВР. Данный способ перехода мульд погружения разработан и применяется в условиях слоевой выемки III калийного пласта.

В настоящее время на ПО «Беларуськалий» разрабатывается и внедряется технология селективной выемки Третьего пласта на полную мощность. В связи с этим особую актуальность приобретает проблема перехода мульд погружения очистными комплексами при условии, что выемка пласта осуществляется на полную мощность. Именно вопросу разработки такого способа посвящена спецчасть данного дипломного проекта. Для более подробного введения в проблему представлена статистика перехода выбросоопасных зон на ПО «Беларуськалий». Помимо этого, приведено описание базового способа перехода выбросоопасных зон (ВОЗ). Также представлена разработанная теория образования мульд погружения, хорошо подтверждаемая практическими наблюдениями и исследованиями. На основе данной теории и на основе базовых положений текущего способа перехода выбросоопасных зон разработан и описан предлагаемый способ перехода ВОЗ при выемке III пласта на полную мощность. Для данного способа рассчитан паспорт БВР, описание которого также приведено в данной работе. В процессе разработки способа перехода ВОЗ определены рациональные параметры дренирующей выработки, что позволяет задать солегазовому потоку наиболее оптимальную траекторию и вызвать гарантированное развитие выброса.

Помимо этих вопросов, в дипломной работе рассмотрено геологическое строение Старобинского месторождения, в общем, и шахтного поля 4РУ в частности, выбраны на основе технико-экономического сравнения способы вскрытия, подготовки и отработки шахтного поля 4РУ. Рассчитаны и выбраны подъемные сосуды, подземный транспорт, способ и схема проветривания рудника и подготовительных забоев. Рассчитана себестоимость проходки 1 метра выработки и 1 т руды. Рассмотрены вопросы безопасности, экологии, автоматизации и электроснабжения рудника.

1. Характеристика района и месторождения

1.1 Общие сведения о месторождении

Старобинское месторождение калийных солей, открытое в 1949 г. и приуроченное к северо-западной части Припятского прогиба, эксплуатируется производственным объединением (ПО) «Беларуськалий».

Кристаллический фундамент, подсолевое ложе и соленосные отложения месторождения разбиты разломами на блоки, которые ступенчато погружаются в восточном направлении.

В структуре месторождения важную роль играют разломы северо-восточного и субширотного простирания. По внутрисолевым горизонтам территория месторождения представляет собой асимметричную приразломную синклиналь с широким и пологим (2--3°) южным крылом и редуцированным северным. Ось синклинали примыкает к Северному разлому. Соленосный разрез месторождения представлен главным образом калиеносной субформацией, а нижняя (галитовая) субформация замещена карбонатно-сульфатными образованиями. Мощность соленосных отложений на востоке месторождения составляет примерно 1000 м, а на периферии -- 150 м и менее. Разрез представлен чередованием пачек карбонатно-глинистых пород и каменной соли, иногда с горизонтами калийных солей. На месторождении в соленосном разрезе выявлены четыре (I, II, III и IV) калийных горизонта, из которых эксплуатируются II и III. Второй горизонт залегает на глубинах 370--700 м и наиболее глубоко погружен на севере месторождения. Мощность его составляет 1,7--3,3 м. Этот калийный горизонт характеризуется простым строением: два сильвинитовых слоя, разделенных слоем каменной соли. Мощность нижнего (1-го) сильвинитового слоя составляет 0,35--1,25 м (в среднем 0,89 м), верхнего (2-го) изменяется от 0,33 до 1,1 м при среднем значении 0,76 м. Оба слоя представлены красноцветными микро-, мелко- и среднезернистыми сильвинитами, переслаивающимися с каменной солью и галопелитами. Продуктивный пласт образуют два сильвинитовых слоя и каменная соль между ними. На шахтных полях калийных рудников мощность его обставляет 1,41--3,3 м. Среднее содержание KCl-- 28,3%, MgCl2--0,14, нерастворимого остатка (н.о.) -- 6,4%.

Третий калийный горизонт в настоящее время -- основной объект разработки на месторождении. С ним связано около 80% запасов калийных руд. В пределах шахтных полей горизонт залегает моноклинально на глубинах 350--1000 м, погружаясь под углом 2--3° к северо-востоку. Мощность его изменяется от 5 до 28 м. В разрезе горизонта выделяются три пласта: нижний и верхний -- сильвинитовые, средний имеет глинисто-карналлитовый состав. Мощность нижнего пласта от 2 до 6 м. В его составе четыре калийных слоя. Мощность самого нижнего (1-го) составляет 0,13--0,4 м, а 2, 3, 4-го -- от 0,45 до 1,6 м. Калийные слои представлены чередованием прослоев сильвинита, каменной соли и галопелитов. Промышленное значение имеют 2, 3 и 4-й сильвинитовые слои. Содержание в слоях КС1 составляет 25,64-- 56,81%, н.о. изменяется от 0,86 до 10% и более, а содержание MgCl2 -- в среднем не выше 0,25%. Глинисто-карналлитовый пласт мощностью 4--20 м представлен чередованием слоев галопелитов (0,01--0,7м), каменной соли (до 0,3 м), сильвинито-карналлитовых и карналлитовых пород (до 0,7 м) и сильвинитов (до 0,15 м). Верхний сильвинитовый пласт характеризуется чередованием слоев и прослоев бедного сильвинита и каменной соли. Разрез его по сравнению с нижним пластом содержит меньше глинистого материала, обеднен хлористым калием, но характеризуется повышенным содержанием MgCI2 (до 3,5--6,0%). Промышленное значение имеет нижний сильвинитовый пласт. Отрабатываются руды 2-го и 3-го сильвинитовых слоев, а на участках с благоприятными горно-геологическими условиями и 4-го сильвинитового слоя. Мощность продуктивного пласта изменяется от 2,27 до 6 м, содержание КCL -- от 15,64 до 35,09%, н.о. -- от 2,45до 10% и более [1].

В составе объединения находятся четыре действующих рудоуправления, занимающихся добычей и переработкой калийных руд, и соответствующие вспомогательные подразделения.

На месторождении выделены западный, центральный и восточный блоки. В центральном блоке расположены три шахтных поля рудников 1РУ, 2РУ, 3РУ, а в восточном — одно шахтное поле рудника 4РУ.

Шахтное поле Четвертого рудоуправления расположено в юго-восточной части Старобинского месторождения калийных солей. На западе оно примыкает к шахтным полям 1 и 3 рудоуправлений, на востоке — к Нежинскому участку шахтного поля, на севере — ограничено границей горного отвода, на юге — границей выклинивания 3 калийного горизонта. Площадь горного отвода составляет 240 км2.

Рельеф шахтного поля 4РУ равнинный, осложненный небольшими холмами, с отдельными заболоченными низменостями, покрытыми сетью мелиоративных канав. Абсолютные отметки поверхности колеблются от 145,2 м до 173,2 м.

Пласты и вмещающие породы Старобинского месторождения содержат в свободном и связаном (микровключеном и сорбированном) виде природные газы, в состав которых входят: азот, метан, тяжёлые углероды, оксид и диоксид углерода и др. Газы в породах находятся в виде очаговых (гнездовых) и межслоевых (приконтатных, прикоржевых) скоплений, а также в микровкюченном виде. Давление газа в очаговых скоплениях достигает 9 мПа. Распределение газов, их количество и качественный состав как по месторождению в целом, так и в пределах отдельных шахтных полей, панелей и блоков крайне неравномерны и носят зональный характер. Общая газоносность пород в выбросоопасных зонах достигает 1,3 м3/ м3. Газоносность пород третьего пласта по горючим газам составляет в среднем 0,2 м³ / м3 породы.

Выбросоопасным пластом считается 3 калийный пласт, включающий нижнюю промышленную сильвинитовую пачку, среднюю глинисто-карноллитовую пачку и верхнюю забалансовую сильвинитовую пачку. На горные выработки требования распространяются с расстояния 10 м и менее от пласта.

Выбросы соли и газа в калийных рудниках Старобинского месторождения происходят из локальных геологических нарушений — мульд погружения. Мульда погружения представляет собой овальную, замыкающуюся книзу складчатую поверхность. Горизонтальное сечение мульд погружения имеет форму круга или эллипса. Они характеризуютя погружением слоев и многочисленными разрывами сплошности. Для большинства мульд погружения характерно наличие ядра, представляющего собой изометрическое или сферическое образование из перемятых и перемешанных пород. Газоносность пород в ядре может достигнуть величины 1,3 м3/м3 породы. Сильвинитовые пласты в области мульды погружения характеризуются трещинами радиальными и концентрическими. Изменения в залегании IV сильвинитового слоя и слоев II-III характеризуют предупредительные признаки и предвестники внезапного выброса соли и газа. Все локальные геологические нарушения — мульды погружения, являются опасными по внезапным выбросам соли и газа.

1.2 Краткая геологическая характеристика шахтного поля 4РУ

Четвертое шахтное поле в структурном отношении приурочено к южному крылу Центральной впадины (структура третьего порядка). Простирание впадины — восточное — юго-восточное. Шарнир её в пределах шахтного поля проходит вблизи скважин 143−154−163 и погружается к востоку под углом 1. 50-20. Промышленные горизонты залегают в виде моноклинали с северо-восточным падением. Угол падения постепенно возрастает от 1. 5о на юге до 3. 5о на севере. Угол падения третьего горизонта больше, чем второго.

Фундамент и нижний, структурный этаж осадочного чехла разделён на ряд ступеней субширотными разрывными нарушениями, а ступени субмередиональными нарушениями делятся на блоки. Шахтное поле расположено в Восточном блоке Старобинского месторождения, который отделяется от Центрального блока Центральным разломом.

Зона Центрального разлома, по данным бурения, является нормальным сбросом, плоскость сместителя которого наклонено на восток — юго-восток. Угол падения сместителя составляет не менее 600. Амплитуда смещения на уровне второго калийного горизонта 65−70 м. Зона разлома имеет сложное строение.

В пределах шахтного поля 4РУ выделены четыре основных калийных горизонта, относительно равномерно распределенных в разрезе. Расстояние между I и II горизонтами составляет 62 — 85 м; II и III — 161 — 256 м; III и IV — 163−238 м.

Калийные горизонты представляют собой пластовые залежи, которые на большей части шахтного поля имеют моноклинальное залегание с падением пластов на северо-восток. Состоят они из сильвинитовых слоев, переслаивающихся со слоями каменной соли. В отдельных горизонтах значительное место занимают прослои соляной глины, а в третьем горизонте имеются прослои карналлитовой породы.

Сильвинитовые слои представляют собой тонкое чередование прослойков собственно сильвинита, иногда карналлит-сильвинитовой и сильвин-карналлитовой породы (4−12 см.) и слоев каменной соли (1−15. см.). Поскольку запасы I-го и IV-го калийных горизонтов отнесены к за балансовым и в данное время практической ценности не представляют, их характеристикой ограничимся, а более подробно остановимся на II и III горизонтах, где ведутся горные работы.

Горизонт — 440 м:

Горные работы в пределах Второго калийного горизонта на шахтном поле 4РУ производятся в его южной части, а именно, на восточном крыле на южных панелях, на западном крыле на южных панелях. Падение пласта в пределах южных панелей северо-восточное направление под углом до 3 градусов, а в пределах южных панелей северо-западное направление под углом до 3 градусов.

На Втором горизонте по всем находящимся в работе панелям вскрыта масса замещений сильвинита каменной солью; нередко распространяющихся на значительных площадях и осложняющих производство очистных работ.

С начала ведения горных работ на руднике 4РУ были встречены зоны замещения при подготовке и очистной выемке практически на всех панелях и выработках главных (западного и восточного) направлений. Указанные зоны имеют различные размеры в поперечнике и довольно сложные очертания в плане, характеризуются частичным или полным замещением сильвинитовых слоев каменной солью, в значительной степени осложняют технологию добычи сильвинитовой руды.

Горизонт -670 м:

Третий калийный горизонт состоит из трех пластов:

нижнего сильвинитового (промышленного),

среднего — глинисто-карналлитового,

верхнего — сильвинитового.

На среднем глинисто-карналлитовом и верхнем сильвинитовом пласте, отнесенным к забалансовым, мы не останавливаемся, а на нижнем сильвинитовом пласте остановимся подробнее.

В разрезе его выделяются от 4 до 6 сильвинитовых слоев (мощность от 0,15 до 1,46 м.). Наибольшую мощность имеет IV сильвинитовый слой (1,46 м). Наиболее выдержаны на площади шахтного поля II, III и IV сильвинитовые слои, I, V и VI слои на некоторых участках. Так V и VI сильвинитовые слои отсутствуют в северных частях южных панелях.

Сильвинитовые слои сложены полосчатым сильвинитом. В верхней части пласта в IV сильвинитовом слое встречаются гнезда и прожилки карналлита. Как в сильвинитовых слоях, так и в промежуточных слоях каменной соли отмечаются глинистые прослойки, мощностью от нескольких мм до 8 см. Количество прослойков возрастает по разрезу снизу вверх. В северной и восточной части шахтного поля наблюдается обогащение нижнего пласта глинистыми прослойками.

Очистная выемка II и III сильвинитовых слоев планируется на западном и восточном направлениях южные панели, а также на южных панелях направления А.

Данные подземной разведки за период с 1978 года по настоящее время показывают, что в целом промышленный пласт Третьего калийного горизонта на вскрытой горными работами площади выдержан как по мощности, так и по содержанию хлористого калия.

При проходке уклонов с главного южного направления на главное восточное направление «А» был полностью вскрыт нижний сильвинитовый пласт, в разрезе которого выделяются I, II, III, IV, V и VI сильвинитовые слои. Кроме того отмечается снижение содержания нерастворимого остатка в каменной соли III-IV и IV сильвинитовом слое, увеличение мощности IV сильвинитового слоя до 1,30−1,40 м. по сравнению с северной и северо-восточной частями шахтного поля. Все это, учитывая и уменьшение глубины залегания промышленного пласта, значительно улучшает условия отработки запасов на панелях главного «А» направления.

2. Запасы шахтного поля

2.1 Определение запасов

Производственная мощность шахты установлена заданием и равна 6 млн. т. руды. Запасы калийной руды приведены в таблице 2.1.

Таблица 2.1 Запасы калийной руды

Наименование горизонта

Категория запасов

Запасы шахтного поля, тыс. т

Запасы, утв. в ГКЗ, тыс. т

Сырые соли

Двуокись калия

Сырые соли

Двуокись калия

II горизонт

А

141 505

24 151

В

0

0

С1

46 868

7965

А + С1

188 373

32 116

269 047

45 864

С2

72 950

12 675

III горизонт

А

184 362

30 677

В

0

0

С1

302 025

50 742

А + С1

486 387

81 419

451 581

80 325

С2

14 531

1943

Всего:

А

325 867

54 828

В

0

0

С1

348 893

58 707

А + С1

674 760

113 535

720 628

126 189

С2

87 481

14 618

Подсчет запасов произведен в соответствии с кондициями, которыми предусмотрено содержание полезного компонента в руде по сечению продуктивного пласта скважиной или горной выработкой.

Данное содержание составляет: KCl — не менее 16%, MgCl2 — не более 3,5%.

2.2 Определение потерь в охранных целиках

Количество руды, заключенное в охранных целиках составляет:

Qохр = a b m = 1116 916 3,25 2.1 = 5. 62 106 т (2. 1)

где a, b — стороны целика под промплощадкой, м; m — мощность пласта, м; г — плотность руды, т/м3.

Промышленные запасы руды:

(2. 2)

где Кизв — коэффициент извлечения по системе разработки.

Qпр = (720 628 — 5620) 0,8 = 572 000 тыс.т.

2.3 Определение срока службы рудника

Срок службы рудника:

Т=Qпр / Аг = 572 000 000 / 6 000 000 = 71 год (2. 3)

Полный срок службы рудника:

Tг = T + t1 + t2 (2. 4)

где t1 — срок службы до освоения проектной мощности, лет; t2 — срок затухания добычи к концу отработки запасов, лет.

Тг = 71 + 1 + 2 = 74 года.

3. Вскрытие и подготовка шахтного поля

3.1 Выбор способа вскрытия

Поскольку калийные пласты представляют горизонтальные залежи с большой площадью, а над месторождением с поверхности располагается Солигорское водохранилище, с расположенными по его берегам жилыми поселками и сельскохозяйственными угодьями, представляется возможным применить только центральный способ вскрытия сближенными стволами.

Для рассмотрения предлагаются два варианта вскрытия шахтного поля:

I вариант — вскрытие в центре вертикальными стволами на полную глубину до II и III калийных пластов;

II вариант — вскрытие в центре двумя главными стволами до II калийного пласта с последующей углубкой до III калийного пласта 3 наклонными квершлагами под углом 11 по трем главным направлениям.

3.2 Описание вариантов вскрытия

I вариант (рис. 3. 1):

Ствол № 1, оборудованный скиповым и клетьевым подъемными установками, вскрывает горизонт «-440 м». Ствол № 3, аналогичный стволу № 1, вскрывает горизонт «-670 м». Ствол № 2, оборудованный клетьевым подъемом, пересекает оба горизонта и служит для подачи свежей струи воздуха на оба горизонта, т. е. является вентиляционным.

На горизонте «-440 м» от ствола № 1 пройдены выработки главного северного и южного направлений до границы шахтного поля. Перпендикулярно к главному северному направлению выполнена проходка выработок вспомогательного северо-восточного направления. Перпендикулярно к выработкам главного южного направления пройдены выработки главного восточного направления и на расстоянии 3500 м от них проходятся выработки главного юго-восточного направления

Рис. 3.1. Вскрытие вертикальными стволами

На горизонте «-670 м» от ствола № 3 пройдены выработки главного северного и главного южного направлений до границы шахтного поля. Перпендикулярно к выработкам главного южного направления пройдены выработки главного восточного и юго-восточного направлений.

Стволы № 1, № 3 служат запасными выходами с соответствующих горизонтов. Вспомогательной выработкой вскрытия является клетьевой ствол № 2, который служит для спуска и подъема людей, доставки в рудник оборудования и материалов, а также является воздухоподающим стволом.

II вариант (рис. 3. 2):

Главные вскрывающие выработки:

— горизонт «-440 м» — скиповой ствол № 1, вспомогательный ствол № 2;

— горизонт «-670 м» (комбинированный вариант) — ствол № 3 до горизонта

«-440 м» и 3 наклонных квершлага до горизонта «-670 м».

Вспомогательный ствол № 2 выполняет функции, аналогичные I варианту.

Рис. 3.2. Вскрытие вертикальными стволами и наклонными квершлагами

3.3 Экономическая оценка вариантов вскрытия

Глубину стволов, их сечение, стоимость 1 погонного метра стволов и штреков принимаем по практическим данным ПО «Беларуськалий».

Результаты расчетов капитальных затрат на вскрытие Третьего горизонта (отметка «-670 м») сведены в таблицы 3.1 и 3.2.

Таблица 3.1 Капитальные затраты по первому варианту вскрытия

Название

Выработки

Статьи

затрат

Общая

длина

м

Сечение,

М2

Объем,

М3

Стоимость

оборуд-я

тыс. руб

Капитальн.

затраты

тыс. руб

Всего

кап. затр

тыс. руб

Ствол № 3

ПГВ

Ст-ть оборуд-я

822

44,16

36 290

98 630

3 579 280

659 050

4 238 330

Штреки гл. направлений

«гор. -440м»

«гор. -670м»

153 000

153 000

8,1

1 300 500

1 300 500

9 363 600

9 363 600

18 727 200

Околоств. Двор

«гор. -440м»

«гор. -670м»

2 660 700

187 500

453 570

Подъемная установка ствола № 3

«гор. -670м»

719 312

719 312

ИТОГО

24 138 412

Таблица 3.2 Капитальные затраты по второму варианту вскрытия

Название

Выработки

Статьи

затрат

Общая

длина

м

Сечение,

М2

Объем,

М3

Стоимость

оборуд-я

тыс. руб

Капитальн.

затраты

тыс. руб

Всего

кап. затр

тыс. руб

Ствол № 3

ПГВ

Ст-ть оборуд-я

624

44,16

27 550

98 630

2 717 260

500 300

3 217 560

Наклонные квершлаги

«Северный

«Южный»

«Юго-Восточн. «

1040

1040

1040

8,1

8,1

8,1

9010

9010

9010

61 900

61 900

61 900

557 119

557 719

557 719

1 633 157

Штреки гл. направлений

«гор. -440м»

«гор. -670м»

134 440

134 440

8,1

1 222 980

1 222 980

7200

7 610 912

15 221 884

Околоств. двор

«гор. -440м»

«гор. -670м»

3 011 950

1 588 700

4 600 650

Подъемная установка ствола № 3

«гор. -440м»

685 560

685 560

Конвейера наклонных квершлагов

«гор. -670м»

3120

77 770

77 770

ИТОГО

25 436 581

3.4 Определение эксплуатационных расходов

Таблица 3.3 Затраты на транспортирование горной массы

Статья

затрат

Стоимость

расходов

Параметр определения затрат

Удельные эксплуатационные

расходы, руб / т

I

вариант

II вариант

I вариант

II вариант

Подъем

руды

скипами

Пост № 1

Пост № 2

На 100 м

по вертикали,

480 руб / т

Н=585 м

Н=784 м

Н=585 м

Н=585 м

2448

3312

2448

2448

Подъем руды

по накл. квершлагу

«Север»

«Юг»

«Юго-Восток»

На 100 м

по наклону

720 руб / т

Н=200 м

1440

Конвейерный

транспорт руды

по горизонту

Гор 290

Гор 445

360 руб/ткм

L=29 400 м

L=29 400 м

L=29 400 м

L=26 280 м

10 584

10 584

10 584

9460

ИТОГО

21 168

20 044

3.5 Экономическая оценка вариантов вскрытия по приведенным затратам

(3. 1)

где Спр — приведенные затраты, руб/т; K — капитальные затраты, руб; A — годовая производительная мощность рудника, т.; Еп — нормативный коэффициент экономической эффективности капиталовложений (для калийной промышленности Еп = 0,12).

Для первого варианта:

Cпр1 = (21 168 + 0,12 . 24 138 412) / 6 000 000 = 0,486

Для второго варианта:

Cпр2 = (20 044 + 0,12 . 25 436 581) / 6 000 000 = 0,512

Согласно расчетам разность затрат между 1-ым и 2-ым вариантом вскрытия составляет 5%. Так как разница между вариантами менее 10% (арифметическая погрешность составляет 5−10%), то предложенные варианты вскрытия являются равноценными. Предпочтение отдаем I варианту (вскрытие Третьего горизонта вертикальными стволами). Благодаря большей надежности, технологической ценности транспорта и подъема, меньших эксплуатационных расходов на подъем, данный вариант является более выгодным в техническом и эксплуатационном отношении.

4. Организация работ по руднику

Работа рудника планируется по графику пятидневной рабочей недели с двумя выходными днями по скользящему графику.

Выходной день предоставляется:

а) технологическим сменам (звеньям) горных участков, ПВРСТ, ремонтным технологическим звеньям горных участков, ПВРСТ, ПЭММ, ПВРКТ и других служб — через пять дней на шестой день недели. Выходные дни по горизонтам не совпадают. Разница между ними составляет два — три дня.

в) остальным трудящимся выходной день представляется в субботу и воскресенье.

Добыча руды и ремонтно-подготовительные работы участка организуются следующим образом:

а) в три смены продолжительностью по 6 час. 00 мин. производится добыча руды,

б) четвертая смена — в течение 6 час. 00 мин. ведутся ремонтно-подготовительные работы.

Следовательно, в течение суток суммарное время добычи составляет 18 час., ремонтно-подготовительных работ 6 час., т. е. 25% от общего баланса суточного рабочего времени.

Для ревизии подъемной машины и осмотра ствола ежесуточно отводится 6 часов на каждый ствол.

Для производства ремонтных работ, наладки ежемесячно отводится двое суток на каждый ствол. В эти дни добыча не производится.

С учетом праздничных дней, остановок фабрики и общего количества дней работы рудника в месяц, время работы рудника по добыче в 2004 году планируется в количестве 332 суток.

5. Подъем

5.1 Выбор типа подъемной установки и подъемных сосудов

5.1.1 Часовая производительность подъемной установки

(5. 1)

где Aгод — годовая добыча горизонта (6 млн.т.); n=332 — число рабочих дней в году; t=18 — число часов работы подъемной установки в сутки, ч; С=1,5 — коэффициент резерва по подъему.

5.1.2 Высота подъема

Отметка горизонта относительно уровня моря составляет -670 м. Мощность наносов в месте заложения стволов — 20 м. Таким образом, глубина ствола до загрузочной площадки Hств = 690 м. Величина переподъема составляет 20 м.

Окончательно имеем высоту подъема скипов: Hп = 690 + 20 = 710 м.

5.1.3 Емкость и грузоподъемность скипов для руды

(5. 2)

Принимаем двухскиповый подъем с грузоподъемностью скипов по 24 т.

5.1.4 Объем скипа

(5. 3)

Где Kp = 1,3 — коэффициент разрыхления; р = 2,1 — объемный вес руды.

Принимаем скипы со следующими параметрами: объем скипа V=15м3; грузоподъемность скипа Qc=24т; «мертвый» вес скипа Qм=12,8 т; длина скипа hск=12м; путь скипа в разгрузочной кривой h п.р. = 4 м.

5.1.5 Длина отвеса каната

Ho = Hп + Hк + Hпетли — hпр. пл. (5. 4)

где Hп = 710 м — высота подъема; Нпетли = 0 м; Нк = 30 м — высота копра; hпр. пл. = 20 м — высота приемной площадки.

Но = 710 + 30 + 0 — 20 = 720 м

5.1.6 Вес 1 погонного метра каната

Для определения диаметра каната h, выбора его по стандарту в проектной практике используют косвенные параметры — вес 1 п.м. каната:

(5. 5)

где Pк — вес одного погонного метра каната, кг; Qм — «мертвый» вес скипа, т; в — временное сопротивление разрыву; Кс — статический запас прочности каната (К = 6,5); - коэффициент свивки (1,11,15).

Выбираем канат ГОСТ 7668–69 с параметрами: диаметр каната dк = 60 мм; погонный вес каната Pк = 19.8 кг/п.м.; разрывное усилие всех проволок каната Pz = 355 000 кг.

5.1.7 Проверка выбранного каната на статический запас прочности

(5. 6)

где P'n = 19,8 кг — выбранный по стандарту погонный вес каната.

Выбранный канат удовлетворяет условию запаса прочности.

5.1.8 Диаметр барабана подъемной машины

Dб.м. = 79 dк (5. 7)

Dб.м. = 79 60 = 4740 мм

Принимаем больший (ближайший) по стандартному ряду: Dб.м. = 5000 мм.

Согласно полученным значениям выбираем подъемную машину типа БЦК 8/5×1,7 (таблица 5. 1).

Таблица 5.1 Основные параметры машины БЦК 8/5×1,7

Диаметр барабана:

Большого Дб

Малого Дм

8000 мм

5000 мм

Длина барабана

большого bб. ц

малого bм. ц

1,7 м

0,87 м

Максимальное статическое натяжение каната

63 т. с

Максимальная разность статических натяжений канатов

48 т.с.

Число слоев каната

1

5.1.9 Максимальное статическое натяжения одной ветви каната

(5. 8)

5.1. 10 Максимальная разность статических натяжений грузовой и порожней ветви

(5. 9)

где k = 1. 15 — коэффициент «вредности сопротивлений»; FSmax — максимальная разность статических напряжений.

Максимальное статическое натяжение одной ветви каната и максимальная разность статических натяжений предварительно выбранной подъемной машины удовлетворяют полученным результатам проверки.

5.1. 11 Максимальная скорость подъема

Скорость определяется из условия обеспечения заданной производительности при данной высоте подъема. Кроме того, максимальная скорость движения должна быть выбрана такой, чтобы получить тахограмму, обеспечивающую максимально возможный КПД подземной установки.

Для определения ориентировочной максимальной скорости подъема необходимо определить:

— число подъемов в час:

(5. 10)

где Qc — грузоподъемность скипа: Qc = 24 т, Qч — часовая производительность подъема, т/ч.

— время цикла подъема:

— чистое время движения:

T = T1 -, (5. 11)

где T1 — время цикла подъема; - пауза, время на погрузку-разгрузку (10 сек);

T = 171 — 10 = 161 сек

— средняя скорость подъема:

(5. 12)

где vср — средняя скорость движения сосуда,

Ориентировочная максимальная скорость подъема:

vmax = vср (5. 13)

где = 1,25 — множитель скорости.

vmax = 1,25 4,47 = 5,6 м/с

5.1. 12 Ориентировочная мощность двигателя подъемной машины

Для определения действительной скорости, которая зависит от принятого к установке стандартного двигателя и подъемной машины необходимо выделить ориентировочную мощность двигателя подъемной машины.

(5. 14)

где — коэффициент, учитывающий динамический режим работы подъемной установки; k — коэффициент шахтных сопротивлений (для скипов k = 1. 15); з — КПД зубчатой передачи.

Для выбора стандартного двигателя необходимо уточнить максимальную скорость движения сосудов, учитывая стандартные числа оборотов двигателей необходимой мощности.

(5. 15)

где vmax — действительная максимальная скорость; nдв — число оборотов в минуту выбранного двигателя; i — передаточное число установочного редуктора. (i = 1, т.к. редуктора нет).

По расчетной мощности и необходимой максимальной скорости установленной подъемной машины выбираем электродвигатель ПБК — 380 / 70 (таблица 5. 2).

Таблица 5.2 Техническая характеристика электродвигателя ПБК — 380/70:

мощность электродвигателя, кВт

2100

напряжение (постоянное), В

900

число оборотов в минуту

34

5.2 Кинематика подъема

Максимальная скорость движения скипов равна 14,2 м/с. Ускорение, углы поворота и пути, проходимые в отдельные периоды движения приняты проектные для подъемных машин типа БЦК.

5.2.1 Ускорение движения скипа при выходе порожнего из разгрузочных кривых

a1 = 0,4 м/с2 S1−2 = 4 м

5.2.2 Ускорение движения скипа при наматывании каната на малый цилиндр

a2 = 0,43 м/с2 S2−3 = 82 м

5.2.3 Равномерное движение скипа при наматывании каната на малый цилиндр

S3−4 = 82 м t3- 4 = S /v = 82/8,9 = 9,2 с

5.2.4 Ускорение скипа при наматывании каната на коническую часть

a4 = 0,43 м/с2 S4−5 = 36 м v5−6 =vmax=14,2 м/с

5.2.5 Время равномерного движения скипа при навивке каната на большой цилиндр

vmax=14,2 м/с S5−6 = 389 м

5.2.6 Время замедления движения скипа при навивке каната на большой барабан

a3 = 0,88 м/с2 S6−7 = 117 м

5.2.7 Время движения скипа в разгрузочных кривых:

a5 = 0,4 м/с2; S7−8 = 4 м;

5.2.8 Проверка времени подъема без учета паузы:

T = t 1−2 + t 2−3 + t 3−4 + t 4−5 + t 5−6 + t 6−7 + t 7−8 (5. 16)

T = 4,5 + 19,1 + 9,2 + 12,3 + 27,4 + 16,3 + 4,5 = 93,3 с

Для обеспечения заданной часовой производительности горизонта необходимо T = 171 c. Следовательно, у подъемной установки имеется почти двойной запас по времени, что существенно при дальнейшем росте суточной добычи горизонта

Hn = S 1−2 + S 2−3 + S 3−4 + S 4−5 + S 5−6 + S 6−7 + S 7−8 (5. 17)

Hn = 4 + 82 + 82 + 36 +389 + 117 + 4 = 714 м

Рис. 5.1 Тахограмма скоростей

5.3 Уточненный расчет мощности двигателя

Более точный расчет мощности электродвигателя производится посредневзвешенному усилию. Для определения последнего необходимо знать закон изменения усилий, приложенных к двигателю, который зависит от изменения статических сопротивлений и закона движения сосудов.

5.3.1 Статические сопротивления

, (5. 18)

Определение статических сопротивлений и расчеты по определению мощности электродвигателя следует производить исходя из наиболее тяжелой ситуации.

Статические сопротивления для подъема скипа для конечного значения рассчитываем по формуле:

(5. 19)

Промежуточные значения:

5.3.2 Приведенная масса

— Сумма приведенных масс подъемной установки:

(5. 20)

где — сумма приведенных весов движущихся частей подъемной установки.

где — приведенный вес подъемной машины, т; - приведенный вес ротора эл. двигателя; G ш — приведенный вес копровых шкивов; Pk — вес куска головного каната; Px — вес хвостового каната (Px = 0)

(5. 21)

где — маховый момент ротора.

5.3.3 Движущие усилия для характерных точек диаграммы скоростей

(5. 22)

5.3.4 Мощность двигателя

(5. 23)

где Fэф — эффективное усилие; Fqbi — движущее усилие в характерных точках; Ti — продолжительность периода; Tэф — эффективное время, зависящее от интенсивности охлаждения электродвигателя.

5.3.5 Мощность электродвигателя

Выбранный ранее электродвигатель удовлетворяет требуемым условиям.

При этом КПД установки:

= эл в дв

ав = 0,94

з = 0,95

эл = 1 / k = 1 / 1,15 = 0,81

h = 0,81Ч 0,94Ч 0,95 = 0,72

6. Капитальные и подготовительные выработки

6.1 Сечение и крепь вскрывающих горных выработок

Третий калийный горизонт вскрыт двумя вертикальными стволами. Стволы оборудованы: грузовой ствол — двухскиповым подъемом (грузоподъемность скипа 24 т), клетьевой ствол — двухклетьевым подъемом.

Сечение грузового ствола S=38,47 м2, Ж=7м. Приняв толщину крепи 250 мм, находим сечение ствола в проходке:

(6. 1)

Клетьевой ствол пройден диаметром 7 м, закреплен тюбинговой крепью S=250мм.

Подготовка рабочих горизонтов шахтного поля — рудная и осуществлена системой главных и панельных штреков (транспортных, конвейерных, вентиляционных). Крылья шахтного поля вскрыты главными конвейерными, транспортными и вентиляционными штреками. От выработок главных направлений проходят панельные транспортные, конвейерные и вентиляционные штреки. Порядок отработки шахтного поля прямой.

Панельные и блоковые выработки, как правило, должны проводиться шириной 3,0−3,2 м. Допускается в зависимости от горно-геологических условий, способа подготовки и применяемого оборудования увеличение ширины выработок до 4,5 м.

На калийных рудниках Старобинского месторождения для крепления выработок применяются два типа анкеров: клинораспорные ЭС-85П конструкции «Эстонсланец» и винтовые. Клинораспорные металлические анкеры используются в качестве временной крепи. Анкеры устанавливаются на расстоянии 1−1,5 м друг от друга. Винтовой анкер представляет собой металлический стержень с резьбой специального профиля во всей его длине. Анкер завинчивается в пробуренную скважину на всю длину. Внешний диаметр анкера на 1−2,5 мм больше диаметра скважины. К достоинствам винтовых анкеров относятся простота конструкции, надежность крепления, простота завинчивания анкера с помощью специального редуктора. При прямом порядке отработки необходимо поддерживать полевые панельные штреки, а из числа пластовых — только те, которые служат запасными выходами. Рабочая зона (зона, в которой необходимо) поддерживать транспортные пластовые штреки позади фронта очистных работ составляет около 100 м. Особенностями поддержания пластовых панельных штреков при обратном порядке отработки является большой срок их службы (до 10 лет) вне зоны влияния очистных работ и отсутствие необходимости сохранения отдельных выработок в выработанном пространстве.

6.2 Подсчет объемов и стоимости горных выработок сдаче горизонта в эксплуатацию

Затраты на проведение выработок:

K = Lобщ Ч R, (6. 2)

где Lобщ — общая длина выработки, м; R — стоимость проведения одного метра.

Объем и стоимость горных выработок, проведенных к освоению горизонта проектной мощности, приведены в таблице 6.1.

Таблица 6.1 Объем и стоимость горных выработок, проведенных к освоению горизонта проектной мощности.

Название

Выработки

Статьи

затрат

Общая

длина

м

Сечение,

М2

Объем,

М3

Капитальн.

затраты

тыс. руб

Главный ствол

ПГВ

822

44,16

36 290

3 579 280

Главный ствол

ПГВ

624

44,16

27 550

2 717 260

Вохдухоподающий ствол

ПГВ

822

44,16

36 290

3 579 280

Околоств. Двор

«гор. -440м»

2 660 700

Околоств. Двор

«гор. -670м»

39 930

187 500

Штреки гл. направлений

«гор. -670м»

153 000

8,1

1 300 500

9 363 600

Итого:

22 087 620

7. Проект проходки

7.1 Подготовительно-нарезные работы

На 4РУ используется панельный способ подготовки. Подготовка панели начинается с проходки комплекса выработок — засечки панели — после чего проходятся панельные выработки и выработки лавы. С главного транспортного штрека производится проходка вентиляционного штрека лавы, а из выработок панели — заезд на вентиляционный штрек лавы. Общая последовательность подготовки панели следующая: проходка выработок со стороны конвейерного штрека лавы, технологических сбоек, комплекса монтажных выработок, вентиляционного штрека лавы (допускается совместно с проходкой панельных выработок), разгружающий и транспортный штреки лавы. Последние выработки проходятся по безотгонной схеме в обратном (прямом) порядке. При безотгонной схеме комбайн ПК-8 осуществляет проходку в одном направлении, без отгона комбайна из проходимой выработки. При этом откатка руды на панельный конвейерный штрек осуществляется самоходным вагоном через пересекаемые при проходке технологические сбойки.

Технологические сбойки проходятся через каждые 160−200м, из панельного конвейерного штрека проходятся диагональные сбойки на панельный вентиляционный штрек. Через интервалы 80 м разделываются конвейерные сбойки между панельным конвейерным и панельным транспортным (конвейерным штреком лавы) штреками. Через каждые 300−400м разделываются камеры разворота для автомашины «Минка-26».

После проведения панельных выработок разделывается комплекс монтажных выработок и начинается проходка транспортного штрека лавы.

7.2 Выбор средств механизации работ по проходке выработок

Для проведения подготовительных выработок применяем проходческий комплекс ПК-8, включающий комбайн ПК-8МА, бункер перегружатель БП-14 и самоходный вагон 5ВС-15М.

Сечение, проводимое комплексом, составляет 8,1 м2 (ширина и высота выработки -3м), что полностью удовлетворяет требованиям ЕПБ с точки зрения зазоров для работы самоходного и конвейерного оборудования.

Комбайн ПК-8МА состоит из бурового уравновешенного исполнительного органа, отбойного устройства, бермового органа, конвейера, ходовой части, гидро- и электросистемы. Комбайн предназначен для отбойки руды и перегрузки ее в самоходный вагон.

Таблица 7.1 Техническая характеристика механизированного комплекса ПК-8МА

размеры проводимой выработки, м

ширина

высота

3,32

3,32

угол падения, град

10

тип исполнительного органа

буровой уравновешенный

скорость подачи рабочая, м/мин

маневровая

до 0,2

до 0,3

суммарная мощность электродвигателей, кВт

305

Бункер перегружатель БП-14 предназначен для аккумуляции руды и перегрузки ее в самоходный вагон.

Таблица 7.2 Техническая характеристика бункера-перегружателя БП-14

грузоподъемность, т

14

емкость бункера, м

13,6

радиус разворота по внешнему габариту, мм

7300

время разгрузки, с

50 85

мощность электродвигателя, кВт

20

высота разгрузочной части, м

1,2 1,68

Самоходный вагон 5ВС-15М служит для доставки руды к перегружателю на ленточный конвейер.

Таблица 7.3 Техническая характеристика самоходного вагона 5ВС-15М

грузоподъемность, т

15

емкость кузова, м

8,6

минимальный радиус поворота, м

8,5

скорость движения по горизонтальному пути, км/ч

2,5−8

максимальный преодолеваемый угол наклона, град

15

общая мощность двигателей, кВт

127

7.3 Организация проходки выработок

Проектом предусматривается одновременное проведение выработок ходами в 100 м одним комплексом ПК-8. Для перехода комплекса из одной подготовительной выработки в другую, проходят сбойки через 100 м. На время проходческих работ по одной выработке подается свежая вентиляционная струя, по другой — отработанная. Проветривание тупикового участка осуществляется ВМП.

Проходка выработки начинается с зарубки комбайна на расстояние 21 м, обеспечивающее подготовку бункера-перегружателя за комбайном. Оптимальная длина доставки самоходным вагоном не превышает 500 м. Это означает, что по мере подвигания забоя в панельном конвейерном штреке наращивается ленточный конвейер. Возможность безостановочного процесса работы комбайна ограничивается условиями проветривания тупикового забоя. Поэтому через каждые 10 погонных метров выработки производится наращивание става вентиляционных труб, так чтобы отставание от груди забоя не превышало 20 м.

7.4 График организации работ по проведению горных выработок

Ориентируясь на показатели, достигнутые проходческими бригадами с лучшей организацией труда, а также на нормативы по проведению выработок в условиях 4 РУ, принимаем скорость Vп = 25 м.

7.4.1 Сменная производительность комплекса по горной массе

Aсм = Vп Ч S Ч j, т/см, (7. 1)

где S — площадь поперечного сечения проводимой выработки, м2; j — плотность горной массы в целике, т/м3.

Aсм = 25 Ч 8,1 Ч 2,1 = 425,25 т/см.

7.4.2 Количество циклов в смену

С учетом того, что через каждые 10 п.м. происходит наращивание вентиляционных труб, количество циклов за смену равно: 25: 10 =2,5

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой