Особенности условий эксплуатации шахтных вентиляторных установок главного проветривания

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Геология


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

ВВЕДЕНИЕ

Горнорудная промышленность является одной из основных отраслей промышленности в Республике Казахстан. Современные горные предприятия оснащены высокоэффективными механизированными комплексами для проведения горных выработок и добычи полезных ископаемых: роторными экскаваторами, бурильными установками, мощными транспортными средствами, стационарными установками, а также средствами автоматики, телемеханики, вычислительной техники.

Научно-технический прогресс — это планомерное применение постоянно совершенствуемых, высокопроизводительных орудий производства и технологических процессов, новых прогрессивных материалов и источников энергии в сочетании с передовыми методами организации труда и производства.

На основе научно-технического прогресса, совершенствования организации работ и улучшения условий труда, модернизации систем разработки месторождений, усиления экономического стимулирования и материального поощрения рабочих производительность труда возрастает, осуществляется планомерное снижение себестоимости руды.

Проблема дальнейшего улучшения использования техники на шахтах и рудниках должна решаться комплексно и охватывать совершенствование технологии и организации монтажно-демонтажных работ.

Горные предприятия используют большую номенклатуру машин различного функционального назначения, которые относят к следующим группам: собственно горные машины, предназначенные для добычи полезных ископаемых и проведения горных выработок, горно-транспортные машины и стационарные машины.

Повышение уровня механизации и автоматизации горного производства обуславливает перераспределение значимости различных операций технологического процесса добычи. Одной из важнейших операций становится техническое обслуживание и ремонт горного оборудования, от выполнения которой во многом зависит эффективность производственной деятельности горного предприятия. Поэтому необходимо совершенствовать ремонтное производство, обеспечивая надежную работу машин и оборудования, всемерно развивать фирменный ремонт и обслуживание силами изготовителей сложной и особо точной техники, находящейся в эксплуатации.

Проблема дальнейшего улучшения использования техники на шахтах и рудниках должна решаться комплексно, и охватывать совершенствование технологии и организации монтажно-демонтажных работ. Организации системы планово-предупредительных ремонтов горной техники, технологии и организации выполнения капитального ремонта, а также разработку научных основ оптимизации периодичности плановых осмотров и ремонтов машин и средства диагностического контроля технического состояния машин и оборудования.

Большое значение для увеличения производственных мощностей и улучшения технико-экономических показателей шахт имеет бесперебойная работа шахтных стационарных установок, в частности вентиляторов главного проветривания.

Совершенствование этих установок, сложность их конструкций и особенности эксплуатации предъявляют высокие требования к теоретической подготовке лиц, руководящих участками энергомеханической службы шахт.

Шахтные вентиляторные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых. Они предназначены для главного проветривания шахт горнодобывающей промышленности.

Также шахтные вентиляторные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых.

От четкой и бесперебойной работы вентиляторной установки и надежности ее элементов зависит работа шахты в целом, здоровье и жизнь рабочих, работающих под землей.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Общие сведения о предприятии

месторождение шахтный поле калориферный

1.1. 1 Краткая горно-геологическая характеристика месторождения

Жезказганское месторождение приурочено к Жезказганской толще осадочных пород, состоящих из перемежающихся слоёв серых и красных песчаников и алевролитов с прослойками и линзами конгломератов роговиков. Общая мощность указанного комплекса установлена в 650 м. Жезказганская толща осадочных пород разделяется на две свиты: Нижне-Таскудукскую и верхне-жезказганскую.

Нижне — Таскудукская свита имеет мощность 257 м. и состоит из 16 слоёв красных и серых песчаников, объединённых в 3 рудоносных горизонта.

Верхне-жезказганская свита имеет мощность 385 м. объединённых в 6 рудоносных горизонтов.

В геологическом строении месторождения принимают участие отложения Белеутинского горизонта, Серпуховского яруса и Кенгирской свиты.

Отложения Белеутинского горизонта обнажаются на северо-восточной части месторождения. Они представлены зеленовато-серыми, серыми песчаниками, алевролитами с прослоями ораногенно-детритусовых известняков. На площади в верхней части разреза (100−200м.) Белеутинского горизонта, в слоях серых песчаников установлены три залежи свинцво-цинковых руд.

Отложения Жезказганской свиты обнажаются в центральной части месторождения, протягиваются с запада на восток и перекрывают отложения Таскудукской свиты. Суммарная мощность Жезказганской свиты в западной и центральной частях 280 м, что на 117 м меньше, чем в среднем по месторождению. Далее к востоку полностью выклиниваются 6−9 рудоносных горизонта, и мощность отложения сокращается до 50 м.

На продуктивных отложениях Жезказганской свиты залегают красноцветные отложения Жиделисайской свиты.

Жезказганское месторождение расположено на сочленении Южного окончания одноимённой синклинали, Спасской антиклинали и Юго-западного погружения Кенгирской антиклинали. Эти структуры первого порядка на площади месторождения осложнены флексурообразными перегибами, которые являются общими крыльями складок второго порядка известных под названиями Крестовского, Таскудук-Покровского, Акчийского куполов, Покровской и Акчийской синклиналей. В пределах месторождения выделяются две сравнительно крупные и 15 более мелкие флексуры и флексурообразные перегибы. Все они образованы по структурному единому плану и характеризуются близкому структурному плану к меридиональному простиранию. Большинство из них имеют запасное падение крыльев и только в четырех падение пластов восточное. В центральных частях наиболее крупные флексуры осложнены сериями мелких разрывных нарушений типа надвигов пересекающих пласты крутыми углами. Развитие надвигов во флексурах указывает на тангенциональное напряжение при их образование. За пределами флексур на большой части площади месторождения рудоносная толща характеризуется пологим залеганием и лишь на юго-восточном крыле Кенгирской брахиантикланали и на южном фланге месторождения углы падения пластов более крутые 25−35?.

Оруднение на Жезказганском месторождении целиком приурочено только к пластам серых преимущественно полимиктовых песчаников.

В разрезе продуктивной толщи выделяются десять рудоносных горизонтов с 29 пластами сероцветных песчаников несущих оруднение. Этим определяется многоярусность месторождения. Каждый из рудоносных горизонтов содержит несколько прослоев рудоносных пород отделяемых друг от друга обычно безрудными красноцветными слоями. Рудные тела, приуроченные к одному стратиграфическому горизонту и расположенные недалеко друг от друга, в плане группируются в залежи. При генеральном пересчёте запасов на месторождении выделено 391 рудное тело I, II, III групп слоистости по классификации ГКЗ. Все рудные тела относятся к пластовому типу конфигурации, в плане выделяется 130 ленточных, 144 щитообразных и 177 изометрических рудных тел.

Площадь наиболее крупных рудных тел достигает 5−7 кмІ, площадь средних по размеру тел составляет от 0,2 до 1кмІ, а рудные тела площадью менее 0,2кмІ относятся к мелким.

Мощность рудных тел колеблется от 1−3 до 25−35м. На долю мощных залежей приходится менее 12% запасов руд месторождения.

Рудные тела залегают, в общем, согласно с пластами вмещающих пород и имеют в большей части месторождение пологое (до 15−20?) падение. В крутопадающих частях залежей, приуроченных к флексурным зонам, находится около 5% запасов руд месторождения. /9/

Рудные тела чётких геологических границ не имеют, контуры их определяются, опробованием залежи Анненского участка, имеют более сложное строение по сравнению с центральной частью месторождения из-за большой роли в их составе комплексных и свинцово-цинковых руд чередующихся на площади и в разрезах с медными рудами.

Основные запасы руд и металлов на месторождении сосредоточены на глубинах 100−400м. Максимальная глубина залегания рудных тел достигает 1030 м. Выходы рудных тел на поверхность имеются в центральной части, на северном и юго-западном флангах месторождения.

Подземными ископаемыми Жезказганского месторождения являются руды цветных металлов.

Полезными основными компонентами в руде являются медь, свинец, цинк, причем медные руды играют доминирующую роль.

Полезными попутными компонентами, стоящими на балансе запасов месторождения является серебро, рений, кадмий, осмий, сера. Наибольшую ценность среди них представляет серебро, осмий, рений.

В технологическом отношении руда Жезказганского месторождения подразделена на 4 промышленных типа: медные окисленные; медные сульфидные; комплексные, свинцовые.

На месторождении, на долю медных окисленных руд приходится 1,8%, медных сульфидных руд-86,6%, комплексных-5,5% и свинцовых руд 6,1% от балансовых запасов.

Все обогатительные фабрики Жезказгана перерабатывают только сульфидные, а добытые окисленные руды складируют в отвале для последующего кучного выщелачивания.

1.1. 2 Вскрытие шахтного поля

Исходя из пластообразной формы залежей, большой глубины залегания и технологии добычи, руды самоходным оборудованием, вскрытия шахтного поля осуществлено вертикальными стволами, рудными и концентрационными горизонтами.

Руда из забоев очистных панелей и порода из капитальных и подготовительных выработок доставляется самоходными вагонами к капитальным рудоспускам и по рудоспускам, по которым переспускается на концентрационный горизонт 30 м. На концентрационном горизонте руда грузится в составы глухих вагонеток (ВГ-10) ёмкостью 10мі и электровозами (ЕL 13/0,3) сцепным весом 28 тонн в зависимости от её сорта, транспортируется к опрокидывателям главного ствола шахты или вспомогательного ствола 65БИС (65 м). После дробления руда выдается скипами в поверхностные бункера соответственного копра.

Вспомогательный ствол 65БИС (65 м) диаметром 6,0 м в свету размещает: два рудных скипа, породный скип с клетью, лестничное и трубопроводное отопления.

Ствол предназначен для выдачи медно-свинцовой, свинцовой руды, породы, и спуска-подъёма материалов.

Вентиляционные стволы 61 и 63 диаметром в свету 6,0 в проходке 6,6 м с бетонной крепью предназначены для выдачи загрязнённого воздуха, расположены на флангах шахтного поля.

Вскрытие и подготовка рудных залежей произведено квершлагами и основными штреками, сбивающие выдачные шахтные стволы с вентиляционными стволами и капитальными рудоспусками. /9/

Вывозка руды с поля шахты № 70 к стволу шахты № 67 проектируется осуществлять конвейерным транспортом, оборудованным на концентрационном горизонте — 140 м

Производительность конвейерного транспорта, устанавливаемого на концентрационном горизонте — 140 м, рассчитано на транспортировку 4 млн. тонн руды в год.

1.1. 3 Система разработки

Наиболее приемлемым по горно-геологическим и горнотехническим условиям на Жезказганском месторождении является камерно-столбовая система разработки имеющая следующие особенности.

1) Рудную залежь или её часть разделяют на панели. Панель-часть залежи, включающая в себе запасы, ограниченные барьерными целиками. При этом ширина панели принимается 100−150м (расстояние между осями барьерных целиков). Длина панели, в зависимости от параметров залежи, принимается в пределах 150−400м. /9/

Параметры, порядок отработки, необходимые объёмы подготовительно-нарезных работ, схема проветривания, маршруты запасных выходов устанавливают проектом с соблюдением требований «единых правил безопасности при разработке» и настоящей инструкцией.

2) Камерно-столбовая система разработки включает в себя следующие выработки: панельные штреки с заездами через 40 м, вентиляционно-разрезной штрек по почве залежи или верхней подсечки, вентиляционный штрек у кровли.

3) Камерно-столбовая система разработки применяются при выемке рудной залежи мощностью до 18 м. /9/

4) Отработка рудных залежей ведётся в нисходящем порядке. Восходящий порядок допускается при мощности междупластия более 30 м. /9/

5) Сроки отработки запасов панели определяются возможностью технологического оборудования и вентиляции.

6) В соответствии с конструктивными особенностями камерно-столбовая система разработки, налегающая толща пород поддерживается междукамерными и барьерными целиками.

7) К основным конструктивным элементам камерно-столбовая элементам камерно-столбовая система разработки относятся ширина панели, пролёт камеры, размеры между камерных и барьерных целиков.

8) Пролёт между поддерживающими целиками не должен превышать в ряду 15,5 м, по диагонали 23,8 м. /9/

9) Расположение междукамерных целиков принимать по сетке 20×20м. /9/

10) Размер междукамерных и барьерных целиков определяется по «Временной инструкции по расчету целиков при камерно-столбовой разработке…».

11) При камерно-столбовой системе разработке должны соблюдаться следующие условия:

а) форма междукамерных целиков может быть столбчатой, квадратной, прямоугольной и овальной. При необходимости, обусловленной устойчивостью панели, целики допускаются сдвоенные и ленточные;

б) на перекрывающихся залежах при мощности междупластия менее 100 м, соблюдать соосное размещение целиков;

в) форму барьерных целиков принимать ленточной. Допускать проведение поперечных выработок минимальным сечением, обеспечивающим пропуск технологического оборудования. Степень изрезанности барьерных целиков не должен превышать 20% общей площади его сечения;

г) при очистной выемке и оформлении целиков не допускать их подработки и переносов.

д) не допускать отклонений размеров целиков от их проектных значений.

12) Между очистными выработками двух смежных панелей, отрабатываемых системами разработками с открытыми очистным пространством и твердеющей закладкой, оставлять разделительный целик шириной 5−15м.

13) Порядок выемки руды по вертикали в панелях определяется мощность рудной залежи. Направление очистных работ определяется местом расположения вентиляционно-разрезного штрека и принятой схеме вентиляции.

14) Рудные залежи мощностью до 7 м отрабатываются сплошным забоем.

15) При мощности залежи 8−18м панели отрабатываются в следующем порядке: сначала верхней подсечкой, затем почвоуступными забоями.

16) Минимально допустимую толщину моста (по статистическим нагрузкам и сейсмическому фактору) при разработке сближённых и весьма сближённых залежей принимают по «Временной инструкции по расчёту целиков при камерно-столбовой системе разработке…».

17) Для улучшения проветривания панели, линии забоев придаётся уступная форма, причём забои, расположенные ближе к вентиляционному штреку, по которому выдаётся выработанный воздух, опережают остальные забои.

1.1. 4 Режим работы шахты

Режим работы — это установленный порядок и продолжительность производственной деятельности предприятия, подземных участков и цехов во времени. Режим работы предприятия определяет время производительной работы и время перерыва, а так же количество рабочих смен в сутках; длительность смен и перерыв в часах, продолжительность рабочей недели и общее время работы в течение календарного периода.

Режим работы горного предприятия и участков представляет одну из важнейших сторон организации производства, оказывающий существенное влияние на экстенсивное использование основных производственных фондов, особенно их активной части.

Различают годовой и суточный режим работы предприятия и участков.

Годовой режим в зависимости от числа рабочих дней в неделю бывает прерывным и непрерывным.

При непрерывной рабочей неделе работа по добыче руды производится в течение семи дней в неделю, выходные дни работающим предоставляются равномерно по дням недели.

При прерывной рабочей неделе работы по добычи руды производятся в течение пяти шести дней в неделе, один два дня недели выходные. В эти дни, как правило, производятся ремонтные работы.

Суточный режим работы так же можно подразделить на прерывный и непрерывный.

Непрерывный суточный режим на предприятиях горной промышленности, т. е. выполнение работ в течение двадцати четырех часов, принят только для некоторых служб (вентиляция, водоотлив, подъем).

Суточный прерывный режим установлен для большинства участков и цехов горного предприятия и определяется количеством рабочих смен, их продолжительностью, а так же перерывами между сменами. Прерывный суточный режим может быть одно-, двух-, и трех сменный.

Режим работы является одним из основных факторов определяющих уровень производительности труда рабочих.

На выбор режима работы оказывают влияние многочисленные факторы, из которых определяющее значение имеют; объем добычи руды или выработки

горной массы, горно-геологические условия и принятая технология, комплексность механизации и автоматизации, организация производства и труда

Шахта работает в непрерывном режиме, за исключением руководителей, главных специалистов и начальников участков, а также некоторых подразделений шахты и вспомогательных цехов, режим которых прерывный.

Работа производится в три смены, две из которых технологические и одна ремонтная. /9/

I смена (технологическая): 0ч 00 мин — 8ч 00 мин

II смена (ремонтная): 8 ч 00 мин — 14 ч 00 мин

III смена (технологическая): 15 ч 00 мин — 23 ч 00 мин

1.2 Комплексная механизация проходческих и добычных работ

Исходные данные:

Годовая производительность шахты Агод= 5,37 млн. т

Сменная производительность шахты

Асм. шх =, т (1)

где Nр.д. = 365 — число рабочих дней в году

Nсм = 2 — число рабочих смен в сутки.

Асм. шх = =7356,1 т

Общее количество полезного ископаемого, приходящееся на проходку на руднике составляет — 10−15%. Учитывая это, мы находим сменную производительность проходческих бригад по шахтам

Асм. пр =, т (2)

Асм. пр= = 956,3 т

Определяем сменную производительность добычных бригад

Асм. д=Асм. шх. -Асм. пр, т (3)

Асм.д. =7356,1 — 956,3 =6399,8 т

Определяем сменную производительность проходческих бригад за цикл

Qпр=SLKшп, т/см (4)

где S=20−30 м2 — площадь проходческого забоя

L=3−4 м — средняя глубина шпура

Кшп=0,8−0,9 — коэффициент использования шпура

=2,7 т/м3 — объемный вес горной массы.

Qпр=2530,822,7=166,05 т/см

Определяем количество проходческих забоев по руде

Nпр. р=, забоев (5)

Nпр. р==5,7 забоев

Принимаем Nпр. р= 6 забоев.

В большинстве шахт от 40−50% проходческих бригад работают по пустой породе, тогда, общее количество проходческих забоев по шахте составляет

Nпр. заб. общ=Nпр. р1,5, забоев (6)

Nпр. заб. общ=61,5=9 забоев

Определяем производительность одного добычного забоя за цикл

Qд=SLКшп, т (7)

где S=60−80 м2 — площадь добычного забоя

L=4 м — глубина шпура

Кшп=0,8−0,9 — коэффициент использования шпура

=2,7 т/м3 — объемный вес горной массы.

Qд=7040,822,7=619,92 т

Определяем число добычных забоев

Nд=, забоев (8)

Nд==20,6= 21 забой

Принимаем число забоев Nд= 21 забой

Определяем общую длину шпурометров очистных забоев по шахте за смену:

Lшп=LшпNдNшп м; (9)

где Nшп = 56 — среднее число шпуров на 1 забой.

L=42 156=4704 м

Сменная производительность ниже перечисленных машин по результатам хронометражных данных составляет

— погрузчик «САТ-980H» — 800 т/см;

— бурильная установка ''Boomer'' - 580 м/см;

— автосамосвал «Minetruck» — 700 т/см;

— пневмозарядчик ПМЗШ-5K — 1800м/см.

— бурильная установка ''Rocket Boomer'' - 265 м/см;

— погрузчик «Scooptram» — 802 т/см;

Исходя из выше перечисленных данных определяем необходимое расчетное количество машин по шахте

NBoomer =, машин (10)

NBoomer==8,11= 8 машин

NCat =, машин (11)

NCat==7,9 = 8 машин

NMinetruck =, машин (12)

NMinetruck==10,5 = 11 машин

NПМЗШ5К =, машин (13)

NПМЗШ5К==4,08 = 4 машин;

Исходя из годовой производительности шахты Агод=5,37 млн.т. также применяем следующие вспомогательные машины:

— для крепления кровли выбирем «Boltek» — 3шт., СП-18А — 2шт;

Для каждой проходческой бригады применяем комплекс состоящий из следующих машин:

— Погрузчик «Scooptram" — 1 шт

— бурильная установка ''Rocket Boomer'' - 1шт.

Далее определяем общее количество машин по шахте с учетом 17% - резерва, и 13% - ремонтного количества. Данные сводим в таблицу 1.1.

Таблица 1.1 — Общее количество машин по шахте

Наименование машин, типы и марки

Количество машин

Всего машин

В работе

В резерве 17%

В ремонте 13%

1. Бурильная установка «Rocket Boomer»

9

2

1

12

2. Бурильная установка «Boomer»

8

2

1

11

3. Автосамосвал «Minetruck»

11

2

1

14

4. Погрузчик «САТ-980H»

8

1

1

10

5. Погрузчик «Scooptram»

9

2

1

12

6. Самоходный полок «СП-18А»

3

1

1

5

7. Пневмозарядчик «ПМЗШ-5k»

4

1

1

6

1.3 Электровозная откатка

Исходные данные:

А= 5,37·10т/год — годовая производительность шахты;

А= 7356,1 т/смену сменная производительность шахты;

L= 1,25км — средневзвешенная длина откатки;

i = 3‰ - руководящий уклон;

Т = 8 ч — продолжительность смены.

Для откатки полезного ископаемого принимаем контактный электровоз EL — 13/03 со сцепным весом Р=280 кН. Электродвигатели ходовой части имеют следующие характеристики в длительном режиме I= 90 А; V= 16ч22км/ч; F= 14кН. /2/

Тип вагона ВГ — 10 с объемом кузова V=10 мі; весом груза /2/

G=Vkг, кН (14)

где k= 0,7 — коэффициент наполнения кузова /2/

г =1,6 ч1,8 — объемный вес разрыхленной горной массы, т/мі. /9/

G= 10·0,75·1,8 =13,5 т = 135 кН

Собственный вес вагона G= 75 кН; Удельное ходовое сопротивление

w = 8 H/кН; Пусковое сопротивление w= 1,5w = 1,5·8 = 12 Н/Кн.

Число вагонов в составе поезда определяем по трем основным факторам. Вес состава по условию трогания с места груженного поезда на подъем без буксования.

G=Р, кН (15)

где ш = 0,24 — коэффициент сцепления колес с рельсами с подсыпкой песка;

j = 0,03 м/с — ускорение состава при пуске; /2/

G1= 280 = 3392,13 кН

Число вагонов в составе

n=, вагонов (16)

n= = 16 вагонов

— вес состава по условию торможения груженного поезда при движении под:

уклон с выключенными двигателями

G=Р, кН (17)

где j= 0,31 м/сІ - замедление при торможении.

G= 280= 2029,27 кН

Число вагонов в составе

n=, вагонов (18)

n== 10 вагонов

-вес состава по условию ограничения нагревания тяговых двигателей

электровоза

а) при движении поезда с груженными вагонами под уклон

G=, кН (19)

G==2520 кН

Число вагонов в составе

n=, вагонов (20)

n==12 вагонов

б) при движении поезда с порожними вагонами на подъем

G=, кН; (21)

G==992,72 кН;

Число вагонов в составе

n, вагонов (22)

n=13,2 вагона

По условию ограничения нагревания тяговых двигателей электровоза за рейс следует принять состав

n=, вагонов (23)

n==13 вагонов

Из трех произведенных расчетов принимаем состав из с наименьшим числом вагонов, который будет удовлетворять всем условиям, т. е. n = 10 вагонов.

Расчет числа электровозов

а) число возможных рейсов электровоза в смену

m=, рейсов (24)

где t= 0,5 ч — продолжительность подготовительно-заключительных операций;

t= 20ч30 мин — продолжительность рейса.

m==15 рейсов

б) необходимое число рейсов за смену

— для вывоза руды

m=, рейсов (25)

где = 1,25 — коэффициент неравномерности поступления руды в течении смены; /2/

= 12,7 т — грузоподъемность вагона. /2/

m= рейсов.

— для вывоза крепежных материалов и пустой породы

m= 0,1·m, рейсов (26)

m п= 0,1·72 = 7,2 рейса

— всего рейсов

m = mр+ mп+ mл, рейсов (27)

где mл — число рейсов для вывоза людей

m = 72+8+2 = 82 рейсов.

Число электровозов для откатки

— в работе

Nр=, электровозов (28)

Nр = = 6 электровозов

— в резерве принимается 2 электровоза — Nрез= 2 электровоза.

Таким образом на откаточном горизонте должно быть 6 электровозов

Производительность электровоза в смену

A, т (29)

A=15·10·12,7 =1905 т

Определяем мощность тяговой подстанции

(30)

где kо=0.8 — коэффициент одновременности для Nр=4;

Е’с=500В — напряжение на клеммах при последовательном включении двигателей; /5/

Iг=75А — ток двигателей при движении с груженными вагонами; /5/

Iп=85А — ток двигателей при движении с порожними вагонами; /5/

nдв=2шт — количество двигателей. /5/

Уточненная мощность тяговой подстанции для электровозов EL 13/0. 3:

Р = k·k·N· n· N, (31)

где k= 0,8 — коэффициент одновременности работы электровозов;

k = 0,7 — коэффициент использования; N = 75 кВт — мощность двигателя электровоза; n= 2 — число двигателей электровоза;

N= 6 — число рабочих электровозов.

Р = 0,8·0,7·75·6·2= 504 кВт

Принимаем подстанцию АТП — 500/600 с преобразовательными трансформаторами ТСП — 2320, мощностью 320 кВ·А, предназначенные для питания выпрямительных агрегатов. /10/

Для автоматизации электровозной откатки принимаем аппаратуру АБСС — 2. Подстанция обеспечивает: дистанционное и местное управление, автоматическое двукратное повторное включение с интервалом не менее 0,5 с, стабилизацию выпрямленного напряжения, контроль состояния изоляции контактной сети, токовую защиту преобразователей от недопустимых перегрузов, внутренних и внешних к.з., сигнализацию о включении и аварийном отключении преобразователя с указанием причины.

1.4 Подъемные установки

Исходные данные

Аг= 5,37 · 10

Нг= 390 м — глубина горизонта;

hз= 109 м — глубина загрузки;

Высота подъема

Н=Нг+hз+hв= 390 + 109 + 48 = 547 м;

Часовая производительность подъемной установки

А, т/ч (32)

где С=1,2 — 1,5 — коэффициент резерва;

nч=18ч — число часов работы подъемной установки в сутки;

nд =365 — количество дней работы подъемной установки в год;

а = коэффициент учитывающий выдачу породы.

Ач== 1292,7 т/ч.

Оптимальная грузоподъемность скипа

Q, кг (33)

где tп=10 мин — продолжительность паузы;

Qопт= 1292,7 = 47 907 кг

Принимаем скип СНМ — 20 — 1,8, грузоподъемностью Q30 т, собственная масса скипа Qс= 17,5 т.

Число подъемных операций в час

n (34)

n = 43,09 44

Продолжительность подъемной операции и время движения подъемных сосудов

Т, с (35)

Т= 81,882 с

Тр= Тр? п — tп, с (36)

где tп — Время паузы затрачиваемой на загрузку и разгрузку

Тр = 82 — 20 = 62 с

Средняя и ориентировочная максимальная скорости

, м/с (37)

= 8,82 м/с

, м/с (38)

1,3·8,82 = 11,4 м/с

При подъеме, спуске людей по вертикальным выработкам максимальная скорость не должна превышать 12 м/с.

Механическая часть подъемной установки

Высота копра

м (39)

где hв = 48 м — высота от уровня земли до кромки бункера;

hc = 21 м — высота скипа в положении разгрузки;

hп = 3 м — высота свободного переподъема;

ha = 6…10 м — длины рабочего и резервного хода амортизаторов;

м — высота машинного зала;

м — расстояние от пола машинного зала до оси шкива трения машины.

48 + 21 + 3 + 10 + 10 + 10 + 0,75·2 = 103,5 м

Подъемный канат

Определяем высоту отвеса каната

Нк=Нг+hз +hк, м (40)

Нк =390 + 109 + 103,5 = 602,5 м.

Линейная масса подъемных канатов

, кг/мі (41)

где Н/мі - временное сопротивление разрыву;

кг/мі - условная плотность каната;

запас прочности канатов для многоканатных подъемных установок. /1/

= 23,38 кг/м3

Число подъемных канатов

, канатов (42)

где коэффициент, учитывающий конструкцию канатов,

по ПБ — для системы с отклоняющими шкивами

=4,024 каната

Принимаем: 4 каната

Линейная масса подъемного каната

, кг/м (43)

= 5,84 кг/м

Принимаем канат ЛК-РО — 6 635 для которого dk= 39,5 мм; pk=6,08г/м3;

Линейная масса уравновешивающего каната

, кг/м (44)

Согласно ПБ число уравновешивающих канатов /8/

=11,69 кг/м

Принимаем плоский резинотросовый канат ЛР — 1КУ — 7 для которого q = 14,4 кг/м3.

Диаметр шкива трения

, мм; (45)

=95·39,5 = 3752,5 мм;

Принимаем м.

По полученным данным и n выбираем подъемную машину ЦШ44

Проверка на статические нагрузки

Максимальное статическое натяжение каната.

, Н; (46)

30 000 + 17 500 + 4·6,08·602,25) ·9,81 = 609 718,9Н = 609,7кН< 800кН

Максимальная разность статических натяжений канатов

, Н; (47)

[30 000 + (4·6,08 — 2·14,4) ·547] 9,81 = 270 260 Н=270,2 кН> 250 кН

Данная подъемная машина не подходит по максимальной разности статистических напряжений канатов, значит выбираем подъемную машину ЦШ54, которая подходит по всем параметрам.

Мощность подъемного двигателя

, кВт; (48)

= 4494,9 кВт

Принимаем генератор: П21−40−17,мощность Р=5000 кВт, напряжение U=860 В, число оборотов n=500 об/мин. /7/

Принимаем синхронный двигатель: СДНЗ-18−94−16УХЛ4, мощность Р=6300кВт, число оборотов n=375 об/мин. /7/

1.5 Водоотливные установки

Исходные данные:

Нг= 390 м — глубина горизонта;

Qн. п= 510 мі/ч — номинальный приток воды;

Qм. п= 600 мі/ч — максимальный приток воды;

Требуемая расчетная подача насоса

, мі/ч (49)

= мі/ч

Геометрический напор (м)

(50)

где м — расстояние от насосной камеры до концентрационного горизонта;

м — превышение труб над устьем ствола.

Нг =390 +9+1= 400 м

Ориентировочный напор насоса

м (51)

Предусматриваем установку 5 насосов ЦНС 300 — 240, из которых 3 — в работе, 1 — в резерве, 1 — в ремонте, имеющие подачу Qопт = 900 мі/ч, напор Нопт =480 м, напор одного рабочего колеса, Нк = 60 м, напор рабочего колеса при закрытой задвижке Нко = 66,9 м. /1/

Необходимое число последовательно соединенных колес насоса

колес (52)

= 7,3 8 колес

Напор насоса при нулевой подаче

, м (53)

8·66,9 = 535,2 м

Проверка по условию устойчивой работы

= Нг (54)

=400 =400 508,44

т.е. 400 508,44 м, условие выполняется.

Расчет трубопровода

Оптимальный диаметр напорного трубопровода

м (55)

где = 900 мі/ч — производительность насосов.

k=1 коэффициент, зависящий от числа напорных ставов, при двух напорных ставах.

d опт = 1·0,0131·900 0,476 = 0,333 м

Принимаем трубы с внутренним диаметром 351 мм.

Толщина стенок

, мм (56)

где k1 = коэффициент материала труб (Ст 20)

p = 5 МПа — давление в нижней части колонны труб;

мм/год — скорость коррозионного износа наружной поверхности труб при ведении взрывных работ;

мм/год — скорость коррозионного износа внутренней поверхности труб при нейтральных водах;

Т=10 — срок службы трубопровода, лет;

коэффициент минусового допуска толщины стенок.

= 8,8 мм,

принимаем д = 9 мм

Для обеспечения надежности всасывания диаметр подводящего трубопровода принимается на 20 — 50 мм больше. Таким образом, окончательно принимаем для напорного трубопровода, трубы бесшовные горячедеформированные с внутренним диаметром Dнв=333 мм и толщиной стенки д=9мм; для подводящего трубопровода принимаем трубы с наружным диаметром Dн.п. =351 мм.

Мощность двигателя (кВт)

, кВт (57)

= 524,134 кВт

где Qн=300м3/ч — производительность выбранного насоса;

Нор=440 м — напор насоса при нулевой подаче;

с=1020 — плотность перекачиваемой воды;

зн=0,7 — к.п.д. выбранного насоса;

g= 9,81 — ускорение силы тяжести.

Принимаем двигатель «ВАО — 630L», N = 630 кВт, n =1485об/мин. /6/

1. 6 Компрессорные установки

Для определения производительности компрессорной станции составляем таблицу 1. 2, в которую заносим все необходимые данные потребителей энергии сжатого воздуха.

Таблица 1.2 — К определению производительности компрессорной станции

Потребители

Количество

Номинальный

расход воздуха потребителем,

мі/мин

Коэффициенты

Максимальный расход воздуха Vmax, мі/мин

Средний расход воздуха Vср, мі/мин

Износа kиз

Загрузки kз

Включеня kв

ЗП — 2 А

9

1,2

1,15

1

0,4

12,42

4,9

Н — 1 М

4

6

1,15

1

1

27,6

27,6

Прочие

10

1

0,2

10

2

Итого:

13

50,02

34,5

Производительность компрессорной станции определяем на основании расчетов, приведенных в табл. 2

Средневзвешенный коэффициент включения /1/

= =0,68 (58)

=0,68

Средневзвешенный коэффициент одновременности /1/при n = 13,= 0,91 и = 0,99

Производительность компрессорной станции, мі/мин /1/

Vк.с.= (59)

Vк.с. =1,1·0,9·52,02 = 51,4 мі/мин

Исходя из расчетной производительности компрессора, принимаем 3 переносных компрессора BOGE SD 150. Производительность 18,4 мі/мин, мощность двигателя 110 кВт.

2. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Планирование единовременных и эксплуатационных затрат

2.1.1 Планирование единовременных затрат

Единовременные затраты определяем по формуле.

?Кед. = Ко. + Ктр.+ Кмн…, тыс. тг (68)

Где Ко. — затраты на приобретение оборудования

Ктр. — транспортные затраты

Кмн. — затраты на монтажно — наладочные работы.

Расчёт единовременных затрат сводим в таблицу 2. 1

Таблица 2.1 — Расчёт единовременных затрат

Наименование оборудования

Количество

единиц

Стоимость, т. т

Затраты на монтаж

9%

Кмн.

Транспортные

Расходы, 10%

Ктр, тыс. т

Единовременные затраты Ке., тыс. т

единица

Суммарная Ко.

1

2

3

4

5

6

7

Здание и сооружения

1

12 000

12 000

1080

1200

14 280

Вентилятор ВЦД- 31,5 М

2

52 501

10 500

945

95

11 539

Мслостанция

1

600

600

54

5,4

659,4

Шкаф управления

1

120

120

10,8

12

142,8

Приводной двигатель СДВ

2

3000

6000

540

600

7140

Кабельные изделия

5

200

1000

90

9

1091

Приводной двигатель лебёдки

3

1500

4500

405

40,5

4945,5

Обводные каналы

1

600

600

54

5,4

659,4

Оборудование реверсирования

1

900

900

81

8,1

989,1

Итого

14

41 446,2

Кмн. = 0,09 Ко., тг т. е составляет 9% от капитальных затрат (Ко) (69)

Ктр. = 0,1 Ко., тг т. е. составляет 10% от капитальных затрат. (70)

Кмн1 = 0,09 12 000 = 1080 тыс. тг.

Ктр1 = 0,1 12 000 = 1200 тыс. тг.

Единовременные затраты составляют;

? Кед. = Ко. + Ктр. + Кмн., тыс. тг. (71)

(7гр. = 4гр. + 5гр. + 6гр.)

?Кед. = 12 000 + 1080 + 1200 = 14 280 тыс. тг.

Аналогично производим расчёт для остальных наименований оборудования данные заносим в таблитцу.

2.1.2 Планирование эксплуатационных затрат

Сумма эксплуатационных затрат определяется по формуле;

Uэкс. = Uмз. + Uзп. + Uам., тыс. тг. (72)

Где Uмз. — затраты на материальные и запасные части для проведения ремонта технических средств;

Uзэ. — затраты на расходуемую энергию;

Uзп. — затраты на заработную плату персонала;

Uам — затраты на амортизацию;

Затраты на материальные и запасные части определяются по формуле:

Uмз. = 0. 025 Кед., тыс. тг. (73)

Uмз = 0. 025 41 446,4 = 1036,2 тыс. тг.

Где 0. 025 — коэффициент, учитывающий величину затрат на материалы и запасные части.

2.1. 3 Расчёт затрат на электроэнергию

Расход электроэнергии за год сносим в таблицу 2.2.

Таблица 2.2 — Расчёт затрат на электроэнергию

Наименование оборудования

Потребляемая мощность кВт Руст

Время работы в сутки, часов

tg

Число дней в году, дн. n

Количество потребляемой электроэнергии Wr

1

2

3

4

5

Электрооборудование

2000

24

365

17 520 000

Итого

17 520 000

Расход электроэнергии составит;

Wr = n tg Руст, кВт / час (74)

Wr = 365 24 2000 = 17 520 000 кВт / час

Где n — число дней в году когда оборудование функционирует, дн;

Tg — время рабоы в сутки, час;

Руст — потребляемая мощность оборудования.

Затраты на электроэнергию определяем по формуле:

Uэ = Wr B, тг. (75)

Uэ = 17 520 000 1,6 = 28 032 000 тг. = 28 032 тыс. тг

Где Uэ — сумма затрат на электроэнергию, тг;

В — плата за 1кВт в соответствии с тарифом

Wr — расход электроэнергии за год, кВт.

2.1.4 Расчёт амортизационных затрат

Расчёт амортизационных затрат сводим в таблицу 2.3.

Таблица 2.3 — Расчёт амортизационных затрат

Наименование оборудования

Количество единиц Ц, шт

Суммарная стоимость оборудования, Ке

Норма амортизации

И,%

Коэффициент учитывающий резерв оборудования Кр

Годовая сумма амортизационных отчислений, А тыс. тг.

1

2

3

4

5

6

Здания и сооружения

1

12 000

14,7

1,29

2275,56

Маслостанция

1

600

7

1,29

54,18

Оборудование для реверса

1

900

7,4

1,29

85,92

Шкаф управления

1

1200

7,4

1,29

114,55

Приводной двигатель

2

6000

7,4

129

572, 76

Вентилятор

2

10 500

12

1,29

1625,4

Итого

4728,4

Сумма амортизационных отчислений рассчитывается по формуле;

А = Ке На Кр / 100, тыс. тг. (76)

Где, А — амортизационные отчисления,

На — норма амортизации, в%

Ке — на приобретение монтаж и транспортировку оборудования (Fб), тыс. тг.

Кр — коэффициент, учитывающий резерв оборудования (для работ на поверхности — 1,29; для подземных — 1,31)

А = 12 000 14,7 1,29 / 100 = 227 556 тыс. тг.

Аналогично производим расчёт амортизационных отчислений для других видов оборудования и заносим данные в таблицу.

2.1.5 Расчёт фонда оплаты труда рабочих и специалистов

Определяем эффективный фонд рабочего времени используя таблицу 2.4.

Баланс рабочего времени для рабочих

Календарный фонд рабочего времени Тк, дней

Выходные дни Тв

Праздничные дни.

Отпускные дни. То.

Больничные дни Тб.

Прочие дни.

Тпр.

Планируемый фонд рабочего времени Тэф.

365

144

33

10

3

175

Тэф. = Тк — Тв — То — Тб — Тпр (дней) (77)

Тэф = 365 — 144 — 33 — 10 — 3 = 175 дней

Где Тк — календарный фонд рабочего времени.

Тв — количество выходных дней в году.

То — количество дней отпуска. Тб — количество больничных дней.

Тпр — прочие дни отдыха, разрешённые законом (3дня).

Далее необходимо определить коэффициент списочного состава по следующей формуле.

Ксп.с = ксп. с = Тк / Тэф 0,96 (78)

Ксп.с = 365 / 175 0,96 = 2,17

Где Тк — календарный фонд рабочего времени, дни

Тэф — эфективный фонд рабочего времени, дни

0,96 — постоянный коэффициент.

Таким же образом необходимо составить баланс рабочего времени для руководителей и специалистов и свести данные в таблицу 2. 5, рассчитав эффективный фонд рабочего времени и коэффициент списочного состава.

Таблица 2.5 — - Баланс рабочего времени для руководителей и специалистов

Календарный фонд рабочего времени. Тк, дни

Выходные

Дни Тв

Праздничные дни.

Отпускные дни. Тот.

Больничные дни. Тб.

Прочие дни

Тпр.

Планируемый фонд рабочего времени.

Тэф, дни

365

96

10

35

10

3

211

Тэф = тк — Тв — То — Тб — Тпр (дней)

Тэф = 365 — 96 — 10 — 35 — 10 — 3 = 211 дней

Где Тк — календарный фонд рабочего времени

Тв — количество выходных дней в году

То — количество дней отпуска

Тб — количество больничных дней

Тпр — прочие дни отдыха, разрешённые законом (3дня)

Далее необходимо определить коэффициент списочного состава по следующей формуле.

Ксп.с = ксп. с = Тк / Тэф 0,96

Ксп.с = 365 / 211 0,96 = 1,6

Где Тк — календарный фонд рабочего времени, дни

Тэф — эфективный фонд рабочего времени, дни

0,96 — постоянный коэффициент.

Расчёт списочной численности рабочих сводим в таблицу 2.6.

Таблица 2.6 — Расчёт численности рабочих

Профессия, должность

Численность явочная, человек

Коэффициент списочного состава.

Численность списочная, человек.

Машинист

5

2,17

11

Слесарь

5

2,17

11

Эл. слесарь

5

2,17

11

Итого

15

33

Чсп = Чяв. Ксп (79)

Ясп1 = 5 2,17 = 11

Где Чяв. — явочная численность рабочих, чел.

Ксп — коэффициент списочного состава.

Аналогично производим расчёт для других профессий и заносим данные в таблицу.

Таким же образом необходимо произвести расчёт списочной численности специалистов и свести в таблицу 2.7.

Таблица 2.7 — Расчёт численности специалистов

Профессия, должность

Численность явочная, человек.

Коэффициент списочного состава.

Численность списочная человек.

Энергетик

1

1,6

1

Нач. участка

1

1,6

1

Механик

1

1,6

1

Итого

3

3

Чсп = Чяв. Ксп

Ясп1 = 1 1,6 = 1,16 = 1

Где Чяв. — явочная численность рабочих, чел.

Ксп — коэффициент списочного состава.

Аналогично производим расчёт для других профессий и заносим данные в таблицу.

Расчёт численности работников участка и их месячный фонд заработной платы сводим в таблицу 2.8.

Таблица 2.8 — Расчёт фонда оплаты труда для рабочих

Разряд

Должность, профессия

Кол-во

человек

Оплата за отработанные часы

Часовая тарифная ставка.

Районный коэффициент 50%

Доплата за ночное время.

Кол — во отработанных часов в месяц

Кол -во отработанных часов в год.

Месячная зар. плата

, тенге

Годовая зар. плата, тыс. тенге

4

Машинист

11

14 840

103,1

7420

125

144

1728

23 513

3103,7

2

слесарь.

6

10 900

95,15

5450

908

144

1728

21 459

1545,1

2

Эл. слесарь

5

12 340

75,7

6170

908

144

1728

17 258

1035,5

3

слесарь

5

13 701

105,1

6850

908

144

1728

23 619

1417,2

3

Эл. слесарь.

6

15 141

85,7

7570

908

144

1728

19 418

1398,1

Итого

8499,5

Заработная плата за отработанное время

З = ЧТС Т, (80)

Где ЧТС — часовая тарифная ставка, тенге / час,

Т — отработанное время, час

Зм = 103,06 144 = 14 840тг.

Сумма районного коэффициента

Кр = З 0,5 (81)

Где З — оплата за отработанное время, тенге / час,

0,5 — размер районного коэффициента.

Кр = 14 840 0,5 = 7420 тг.

Количество отработанных часов в месяц (из табеля учёта рабочего времени).

Количество отработанных часов в год (из производственного календаря корпорации «КАЗАХМЫС «).

Заработная плата за месяц

Зм = З + Кр + Дн. вр. (82)

Где З — оплата за отработанное время, тенге / час,

Кр — сумма районного коэффициента;

Дн. вр. — доплата за ночное время.

Зм1 = 14 840 + 7420 + 1253 = 23 513

Годовая заработная плата

Зг = Зм Чсп 12, (83)

Где Зм — месячная заработная плата, тенге

Чсп — численность списочная, человек,

12 — количество месяцев в году.

Зг1 = 23 513 11 12 = 3103,72 тыс. тг.

Аналогично считаем заработную плату для остальных работников по профессиям и сводим данные в таблицу.

Подобным образом необходимо рассчитать заработную плату для специалистов, данные занести в таблицу 2.9.

Таблица 2.9 — Расчёт фонда оплаты труда для руководителей

Должность, профессия

Кол-во

человек

Оплата за отработанные часы

Часовая тарифная ставка.

Районный коэффициент 50%

Доплата за ночное время.

Кол — во отработанных часов в месяц

Кол -во отработанных часов в год.

Месячная зар. плата, тенге

Годовая зар. плата, тыс. тенге

Энергетик

1

25 000

1000

176

2112

35 000

420

Нач, участка

1

20 000

8000

176

2112

25 200

302,4

Механик

1

18 000

7200

176

2112

28 000

336

Итого

1058,4

1. Сумма районного коэффициента

Кр = З 0,4

Где З — оплата за отработанное время, тенге / час,

0,4 — размер районного коэффициента.

2. Количество отработанных часов в месяц (из табеля учёта рабочего времени).

3. Количество отработанных часов в год (из производственного календаря корпорации «КАЗАХМЫС «).

4 Заработная плата за месяц

Зм = З + Кр + Дн. вр.

Где З — оплата за отработанное время, тенге / час,

Кр — сумма районного коэффициента;

Дн. вр. — доплата за ночное время.

Зм1 = 25 000 + 10 000 = 35 000тг.

5. Годовая заработная плата

Зг = Зм Чсп 12,

Где Зм — месячная заработная плата, тенге

Чсп — численность списочная, человек,

12 — количество месяцев в году.

Зг1 = 35 000 1 12 = 420 тыс. тг.

Аналогично считаем заработную плату для других руководителей и заносим данные в таблицу.

Всего с учётом различных отчислений из фонда оплаты, затраты на оплату труда составят;

Uзпл. =? ФОТ 1,1, тг (84)

Где 1,1 — коэффициент, учитывающий сумму дополнительной заработной платы рабочих и руководителей.

? ФОТ — сумма заработной платы рабочих и руководителей.

Uзпл. = 9557,89 1,1 = 10 513,68 тыс. тг.

2.1.6 Определение суммы годовых эксплуатационных затрат

Uэкс. = Uмз. + Uзэ. + Uзп. + Uам., тыс. тг.

Где Uмз — сумма материальных затрат; тыс. тг.

Uзэ — сумма затрат на энергию; тыс. тг.

Uзп. — сумма затрат на заработную плату; тыс. тг.

Uам — сумма амортизационных отчислений; тыс. тг.

Uэкс. = 1036,2 + 28 032 + 10 513,68 + 4728,4 = 44 310,28 тыс. тг.

3. ТЕХНИКА БЕЗОПАСТНОСТИ

Организация безопасных и здоровых условий труда на производстве возлагается на административный технический персонал предприятия. Администрация обязана:

1) обеспечить полную безопасность работы;

2) организовать обучение и инструктаж рабочих по технике безопасности (ТБ);

3) контролировать соблюдение правил безопасности на рабочих местах;

4) обеспечивать рабочих необходимой специальной одеждой, защитными средствами и приспособлениями;

5) принимать участие в расследовании несчастных случаев.

Инженерно технические работники промышленных предприятий и рудников обязаны: обеспечить на своих производственных участках и рабочих местах постоянный надзор за условиями труда для чего необходимо улучшать технологию, технику и организацию производства и труда, внедрять мероприятия по предупреждению травматизма созданию благоприятных условий труда на рабочих местах проводить учебно-воспитательную работу с рабочими по вопросам охраны труда.

Профессиональным заболеванием называется заболевание, вызванное воздействием на работающего вредного производственного фактора. К наиболее распространённым заболеваниям относятся пневмокониоз — заболевание от вздыхания пыли (силикатоз, силикоз, антракосилиоз, металлокониоз). Болезнь характеризуется в начале заболевания. Высокая температура, поражение суставов сопровождается резкими болевыми ощущениями в них при движении и при полном покое.

Кожные заболевания — причиной возникновения заболевания кожи можно разделить на 3 части: 1) физические; 2) химические; 3) инфекционные.

Перед поступлением на работу рабочий обязан пройти медицинскую комиссию на предмет пригодности для работы в подземных условиях.

Предварительное обучение производится в специальных учебных курсовых комбинатах с отрывом от производства продолжительность учения устанавливается. Для рабочих поступающих на подземную работу ранее не работавшего-10 дней; ранее работавших-5 дней; переводимых на работу по другой профессии-2дня. Для рабочих на поверхности шахты; не работавших-3дня; работавших-1день.

Кроме этого на всех шахтах систематически проводятся инструктаж и обучение по технике безопасности. Инструктаж и обучение рабочих должно проводится в соответствии с программами и инструкциями. Существует 3 вида инструкции: первичный инструктаж, повторный инструктаж и внеочередной инструктаж.

Для каждой шахты должен быть составлен проект противопожарной защиты, который согласуется командиром ВГСЧ, органами пожарного надзора и утверждается главным инженером вышестоящей организации.

Индивидуальные защитные средства делятся: на основные и дополнительные.

Основными называются защитные средства, изоляция которых способна выдержать рабочее напряжение установки, т. е. применяя их можно прикасаться к токоведущим частям.

Дополнительными называются защитные средства, которые не могут при данном напряжении обеспечить безопасность от поражения электрическим током, но усиливает действия основного защитного средства.

К основным защитным средствам, применяемым при напряжении выше 1000 В относятся: 1) оперативные и измерительные штанги; 2) изолирующие устройства и токоизмерительные клещи, указатели напряжения; 3) изолирующие устройства и приспособления для ремонтных работ (изолирующие лестницы и площадки).

К дополнительным защитным средствам при напряжении выше 1000 В относятся: 1) диэлектрические перчатки; 2) боты; 3) коврики; 4) изолирующие подставки.

К основным защитным средствам напряжением до 1000 В относятся: 1) диэлектрические перчатки; 2) указатели напряжения; 3) инструмент с изолированными рукоятками.

К дополнительным защитным средствам напряжением до 1000 В относятся: 1) диэлектрические галоши; 2) резиновые коврики 3) изолирующие подставки.

4. ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

Научно-технический прогресс характеризуется не только бурным развитием производства, но и всё большим его влиянием на природу.

Варианты, масштабы, глубина изменений природной среды за последние десятилетия неизменно выросли, и проблема природоохраны приобрела исключительную остроту.

В настоящее время одним из основных экологически вредных производств является добыча и переработка полезных ископаемых, так как эти производства наносят огромный вред земельным ресурсам (стволы, карьеры, непогашенные горные выработки), атмосфера (выбросы отравляющих веществ при сжигании угля), гидросфере (сбросы в водоёмы отходов производства из обогатительных фабрик, медьзавода и т. д.) поэтому нужно особое внимание уделять экологической обстановке на этих предприятиях.

Охрана окружающей среды, в том числе и недр, являются важнейшим аспектом государства. Основным документом по охране труда недр является основное законодательство Республики Казахстан о недрах, где основными требованиями в области охраны недр является:

1) обеспечение полного и комплексного извлечения полезного ископаемого;

2) соблюдение установленного порядка представления недр в пользование;

3) наиболее полное извлечение из недр и рациональное использование запасов полезного ископаемого;

4) недопущение вредного влияния горных работ на сохранение запасов полезного ископаемого;

5) охрана месторождений от затоплений, пожаров и других факторов, снижающих качество полезных ископаемых;

6) предупреждение загрязнения недр при подземном хранении веществ, вредных отходов, сбросов, сточных вод.

Горным предприятием для добычи полезных ископаемых на основании акта представляется земельный участок в бессрочное время или временное использование (до 10лет).

Пользователи недр должны обеспечивать:

1) полноту геологического изучения, рациональное комплексное использование недр и их охрану;

2) безопасность ведения работ;

3) охрану окружающей среды;

4) приведение нарушенных земель; в безопасное и пригодное для народного хозяйства состояние.

При разработке месторождений основное значение имеет правильный выбор системы разработки.

Основными направлениями по комплексному использованию недр являются:

1) сокращение потерь и разубоживание;

2) повышение извлечения металла при обогащении и металлургическом переделе;

3) разработка и внедрение безотвальной технологии переработки сырья при металлургическом переделе;

4) использование отвалов пород в строительстве и закладке.

Основными мероприятиями по снижению потерь и разубоживания являются:

1) вовлечение в повторную отработку ранее оставленных запасов руд;

2) выбор месторождения панельных и барьерных целиков при проектировании отработки новых залежей, приурочивания их к менее богатым по содержанию металла зонам;

3) сокращение площадей оставления рудной корки за счёт совершенствования технологии отбойки руды.

«Основы водного законодательства Республики Казахстан» являются основным законом, регламентирующим охрану водной среды.

Обязанности водопользователя заключается в проведении технологических, нормативных и других необходимых мероприятий, обеспечивающих охрану вод. Законодательством запрещён сброс в водоёмы производственных, бытовых и других отходов; сброс сточных вод не запрещается при выполнении ряда требований.

Важной задачей охраны гидроресурсов является очистка шахтных вод. Очистка позволяет решать вопросы максимального использования рудничных вод в обратном цикле для производственных нужд, а также исключает вредное влияние минерализованных вод на поверхностные и подземные воды. Очищенные рудничные воды должны отвечать требованиям «Правил охраны поверхностных вод от загрязнения сточными водами».

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой