Разработка нового проекта отработки Третьего горизонта Старобинского месторождения на базе современных инновационных технологий
ВВЕДЕНИЕ
Старобинское месторождение калийных солей
расположено в пределах солигорского, любанского и слуцкого районов минской
области республики беларусь. открыто месторождение в 1949 году белорусcким
геологическим управлением. геологоразведочные работы проводились в 1949 - 1952
и 1958 - 1961 годах.
В 1962 году был введен в эксплуатацию первый
калийный комбинат. в настоящее время добыча калийных солей ведется 4-мя
рудоуправлениями на 5-и шахтных полях.
Добыча минеральных солей и продуктов их
переработки непрерывно возрастает как на мировом уровне в целом, так и в
отдельных станах. одной из важнейших задач сегодня и в перспективе на будущее
является необходимость развития производства и полного обеспечения потребности
народного хозяйства в минеральных удобрениях.
Более 95% всех калийных солей добывается шахтным
способом на двух месторождениях: старобинском и верхнекамском.
Жёсткая конкуренция на рынках сбыта заставляет
искать новые организационные подходы к проблеме реализации продукции. Созданная
калийными предприятиями беларуси и россии белорусская калийная компания успешно
работает в этом направлении. удалось преодолеть сложности на мировом рынке,
связанные с дисбалансом между производственными мощностями и реальным
производством, определяемым спросом на калийную продукцию.
Постоянно наращиваются объемы выпуска
пользующейся спросом вновь освоенной на предприятиях объединения продукции:
обеспыленых мелкозернистых калийных удобрений, пищевой и кормовой соли,
полностью удовлетворяется потребность населения в высококачественных
удобрениях, выпускаемых в расфасованном виде. одним ив важнейших условий
увеличения добычи руды является эффективное использование оборудования.
Анализ горно-геологических условий калийных
месторождений и горнотехнических условий добычи калийных руд, а также учет
состояния и тенденции развития горного машиностроения позволили определить
форму такого перехода, а именно: выемка комбайновыми комплексами на базе машин
большой единичной мощности.
Широкое внедрение усовершенствованного
оборудования в перспективе позволит значительно улучшить качество добываемой
руды, повысить безопасность работ, снизить объемы отходов производства,
уменьшить негативные последствия оседания земной поверхности, повысить
извлечение полезного ископаемого из недр и др.
1. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ
.1 Обоснование вскрытия и отработки
запасов калийных солей Третьего калийного горизонта рудника 1РУ
Одной из важнейших задач сегодня и в перспективе
на будущее является необходимость развития производства и полного обеспечения
потребности сельского хозяйства в минеральных удобрениях.
Белорусское республиканское унитарное
предприятие ОАО “Беларуськалий” является экспорно-ориентированным объединением
с высокой валютной выручкой в Республике Беларусь и поэтому обеспечение его
надежной сырьевой базой - один из главных факторов стабильного производства
калийных удобрений в соответствии с потребностями минерального мирового рынка.
Для выполнения поставленной цели необходимо постоянное пополнение сырьевой базы
за счет освоения новых перспективных площадей Старобинского месторождения и
вовлечением в отработку Первого и Четвертого калийных горизонтов.
1.2 Обоснование способа вскрытия 3
горизонта
Вскрытие шахтного поля рудника 1РУ
предусматривается осуществить 3-мя вертикальными стволами диаметром 7,0м,
расположенными в центральной его части.
Достоинства данного варианта:
компактное расположение поверхностного комплекса
сооружений;
легкость соединения главных и вентиляционного
стволов, что позволяет быстрее развернуть очистные работы;
оставление одного охранного целика.
Недостатки данного варианта:
удлиняется путь вентиляционной струи;
возможны утечки воздуха;
большие потери в охранном целике под
поверхностный комплекс сооружений;
сложные условия выхода людей на поверхность при
авариях.
1.3 Обоснование системы разработки
В условиях Старобинского месторождения
применяются камерная, столбовая и комбинированная система разработки. Для
получения более высокого содержания КСl и для более полного извлечения запасов
из недр принимаем столбовую систему разработки. В зависимости от конкретных
горно-геологических и горно-технических условий могут применяться различные
варианты столбовой системы разработки с валовой и селективной выемкой пласта, с
разделением и без разделения его на слои.
1.4 Обоснование выбора оборудования
Для нарезки панелей применяем следующие
комплексы: проходческий комплекс с комбайном ПК-8. Сечение выработки,
получаемое этим комбайном, имеет устойчивую арочную форму. Проходческий
комплекс состоит из комбайна ПК-8, самоходного вагона 5ВС-15М,
бункера-перегружателя БП-14М, скребкового конвейера СП-202. Для выемки IV
сильвинитового слоя применяем 2 гидромеханизированных валовых комплекса,
включающий комбайн ЕВ-200/230ЛН, крепь лавы «Фазос-16/24», крепь сопряжения «Фазос-15/31»,
забойный конвейер EKF-3E72V, а для выемки слоёв 2,2-3,3 применяем
гидромеханизированный валовый комплекс, включающий очистной комбайн
SL-300,крепь лавы «Фазос-09/15», крепь сопряжения «Фазос-23/33», забойный
конвейер EKF-3E 74V.
1.5 Обоснование системы транспорта
по доставке руды
Для транспортировки руды по панельным выработкам
принимаем ленточные конвейеры КЛ-600, а на главном конвейерном штреке принимаем
ленточные конвейеры 2ЛУ-120.
1.6 Описание вида деятельности
Добываемое полезное ископаемое - сильвинитовая
руда.
Данное предприятие своим производством призвано
удовлетворить потребности сельского хозяйства в калийных удобрениях, а так же
для поставок калийных удобрений в страны ближнего Востока и средней Азии.
Данная продукция обладает высоким содержанием полезного компонента и низким
содержанием нерастворимого остатка, что позволяет предпочесть нашу продукцию
продукции конкурентов.
1.7 Оценка рынка сбыта
Общие запасы солей в мире оцениваются примерно в
40 млрд. тонн, подтвержденные - в 11,7 млрд. тонн. Основными странами,
владеющими как общими, так и подтвержденными запасами, являются Россия, Канада,
Белоруссия, Германия. Значительными общими запасами располагают Израиль и
Иордания. Среди стран, не добывающих калийные соли, наибольшими общими и
подтвержденными запасами обладает Туркменистан. Континентами с дефицитом
запасов калийных солей являются Африка и Австралия.
Запасы калийных солей приводятся в таблице
1.7.1.
Около 90 % промышленных запасов калийсодержащего
сырья находится в осадочных залежах, образовавшихся при испарении морской воды.
Вторым значительным промышленным источником калийсодержащего сырья,
составляющего около 10 % от общих запасов, являются природные концентрированные
рассолы.
Основной объем добычи калийсодержащего сырья
(около 87 %) дают обычные рудники, около 4 % извлекается путем подземного
выщелачивания твердых калийных солей из залежей и около 9 % извлекается из
природных рассолов (Мертвое море в Израиле и Иордании, озера в США, Чили и
Китае)
Таблица 1.1 - Таблица мировых
минерально-сырьевых ресурсов калийных солей млн. тонн К2О
|
Континент,
страна
|
Запасы
подтвердившиеся
|
Их
доля в мировых запасах, %
|
Запасы
общие
|
|
ЕВРОПА
|
2178
|
18,5
|
32,96
|
|
Белоруссия
|
1073
|
9,1
|
1568
|
|
Великобритания
|
23
|
0,2
|
30
|
|
Германия
|
730
|
6,2
|
1200
|
|
Испания
|
20
|
0,2
|
40
|
|
Италия
|
20
|
0,2
|
40
|
|
Польша
|
10
|
0,1
|
10
|
|
АЗИЯ
|
1263
|
10,8
|
2780
|
|
Израиль
|
44
|
0,4
|
600
|
|
Иордания
|
44
|
0,4
|
600
|
|
Казахстан
|
54
|
0,5
|
105
|
|
Китай
|
320
|
2,7
|
320
|
|
Таиланд
|
75
|
0,6
|
150
|
|
АФРИКА
|
71
|
0,6
|
179
|
|
Конго
|
10
|
0,1
|
40
|
|
Тунис
|
19
|
0,2
|
34
|
|
Эфиопия
|
42
|
0,4
|
105
|
|
АМЕРИКА
|
4548
|
38,7
|
14915
|
|
Аргентина
|
15
|
0,1
|
20
|
|
Бразилия
|
60
|
0,4
|
160
|
|
Канада
|
4400
|
37,5
|
14500
|
|
США
|
73
|
0,6
|
175
|
|
Россия
|
3685
|
31,4
|
19118
|
|
ИТОГО:
|
11744
|
100
|
40288
|
2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
.1 Общая характеристика
месторождения и шахты
Шахтное поле 1РУ расположено в юго-западной
части Старобинского месторождения калийных солей. На западе, севере и востоке
граничит с шахтными полями 2, 3 и 4 РУ. На юге граница шахтного поля совпадает
с границей распространения Третьего калийного горизонта.
В связи с освоением Старобинского месторождения
в 135 км к югу от столицы Республики Беларусь г. Минска построен промышленный
центр по выпуску калийных удобрений г. Солигорск. В 8км от него на ЮЗ
расположен г.п. Старобин, в 40км к востоку - районный центр г. Любань, в 35км
на север - г. Слуцк. Со всеми вышеназванными населенными пунктами г. Солигорск
связан асфальтированными шоссе. Территория месторождения покрыта густой сетью
грунтовых дорог.
В центральной части месторождения расположена
железнодорожная станция "Калий" Белорусской железной дороги, которая
связана со станцией "Слуцк". Через последнюю проходит железная
дорога, соединяющая два крупных железнодорожных узла:
"Барановичи"(находится на магистральном пути Москва - Брест) и
"Осиповичи" (находится на магистральном пути Вильнюс - Киев).
В г. Солигорске, помимо объектов
горно-химической индустрии, расположенных на 4-х промплощадках рудоуправлений
ОАО "Беларуськалий", имеются: завод железобетонных конструкций, ТЭС,
завод по ремонту горного оборудования, ряд строительных организаций, предприятия
легкой и пищевой промышленности.
Промышленные предприятия и населенные пункты
получают электроэнергию от общей кольцевой энергетической системы Европейской
части бывшего СССР.
Водоснабжение населения и промышленных
предприятий осуществляется скважинами и колодцами, эксплуатирующими подземные
воды девонских и четвертичных отложений.
На площади залегания калийных солей имеются
месторождения строительных материалов (песчано-гравийный материал, строительные
пески и др.), часть которых в настоящее время разрабатывается.
Район месторождения густо населен.
В геоморфологическом отношении месторождение
лежит в пределах северного окончания Припятской впадины Полесья. Рельеф района
месторождения равнинный. Лишь в северной части его встречаются холмообразные
возвышенности конечно-моренных гряд. Абсолютные отметки поверхности изменяются
от 137,9 до 173,2м.
Климат района умеренно-континентальный.
Характеризуется нежаркими продолжительными летними периодами и малоснежными с
умеренными температурами зимами. Средняя температура самого холодного зимнего
месяца января - -6 град. по Цельсию. Продолжительность зимнего периода 5
месяцев. Снежный покров держится до 3-х месяцев. Высота снежного покрова в
среднем 18 - 20 см. Глубина промерзания почвы 0,2 - 0,6м.
Лето характеризуется умеренной температурой,
обильными осадками. Среднемесячная температура самого теплого месяца июля - +18
град. по Цельсию. Среднегодовое количество осадков 506 - 680мм.
На площади месторождения широко развита
гидросеть, состоящая из мелких ручьев и мелиоративных каналов. Наиболее крупные
из рек - р.р. Случь и Морочь.
На р. Случь в районе г. Солигорска создано
крупное водохранилище, служащее источником технического водоснабжения
предприятий города.
2.2 Горно-геологическая
характеристика Старобинского месторождения
Шахтное поле 1 РУ расположено в юго-западной
части Старобинского месторождения калийных солей. На западе, севере, и востоке
граничит с шахтными полями 2, 3 и 4 РУ. На юге граница шахтного поля совпадает
с границей распространения Третьего калийного горизонта.
Стратиграфия и литология
В геологическом строении шахтного поля принимают
участие сложнодислоцированные комплексы кристаллического фундамента и осадочный
чехол. Кристаллический фундамент архейско-нижнепротерозойского возраста
залегает на глубине 1600-2400 м. Породы представлены гранитами, гранодиоритами
и гнейсами. Осадочный чехол залегает на поверхности кристаллического фундамента
с угловым и стратиграфическим несогласием. В составе чехла выделяются отложения
верхнего протерозоя, палеозоя, мезозоя и кайнозоя. Верхний протерозой
представлен вендским и рифейским комплексами, в составе которых преобладают
песчаники, глины и тиллиты. Мощность отложений верхнего протерозоя составляет
350-400 м. В составе палеозойской группы выделяют средний и верхний девон.
Отложения среднего девона представлены образованиями наровского горизонта
эйфельского яруса и старооскольского горизонта живетского яруса. Наровский
горизонт слагают глинисто-карбонатные породы мощностью 55-96 м, а
старооскольский - песчаные и глинистые породы, изредка с прослоями доломитов в
подошве, мощностью 129-170 м. В составе верхнего девона выделяются отложения
франского и фаменского яруса.
Для отложений франского яруса характерен
глинисто-карбонатный тип разреза мощностью до 230 м. В верхней части яруса
распространены сульфатно-карбонатные породы (гипсы, ангидриты, доломиты)
относящиеся к нижней соленосной толще. По литологическим особенностям и
положению в разрезе отложения фаменского яруса подразделяются на три толщи:
межсолевую, верхнюю соленосную, надсолевую. Межсолевая толща представляет собой
мощную (до 185 м) глинисто-карбонатную пачку.
Верхняя соленосная толща, мощностью до 1500 м,
по особенностям литологического состава слагающих её пород подразделяется на
нижнюю - галитовую и верхнюю - глинисто- галитовую или калиеносную подтолщи.
Галитовая подтолща представлена найдовскими слоями оресского горизонта,
сложенными светло-серой или белой каменной солью с маломощными несолевыми
прослоями преимущественно сульфатно-карбонатного состава. На отложениях
галитовой подтолщи залегает калиеносная подтолща. Подтолща представляет собой
мощную (до 600 м), пространственно протяженную пластовую залежь,
выклинивающуюся на юге и юго-западе. Строение подтолщи характеризуется
чередованием пачек соляных и несоляных пород. К соляным пачкам приурочены
калийные горизонты. На шахтном поле в составе подтолщи известны четыре калийных
горизонта, из которых в настоящее время эксплуатируется второй и третий.
Надсолевая глинисто-мергелистая толща (ГМТ) залегает без перерыва на соленосных
отложениях. Контакт с нижележащей толщей обусловлен процессами древнего
подземного выщелачивания. По литологическому составу ГМТ разделяется на две
подтолщи: нижнюю - гипсоносную и верхнюю - глинисто-мергелистую. Мощность ГМТ
колеблется в пределах 230 - 320 м и зависит от структурного положения участка.
В центральной части шахтного поля она, как правило, минимальна, а на флангах,
вблизи контура выклинивания - максимальна. В составе мезозойской группы
выделяются юрские и меловые отложения. Юрские отложения распространены
спорадически и представлены чередованием серых слюдистых и песчанистых глин с
прослоями и линзами песков, обогащенных растительными остатками. Отложения
меловой системы развиты повсеместно и представлены преимущественно писчим
мелом. В составе кайнозойской группы выделяются отложения палеогеновой,
неогеновой и четвертичной системы. Представлены песчано-глинистыми породами
мощностью 50 - 80 м.
Тектоника
Старобинское месторождение калийных солей
приурочено к северно-западной центриклинальной части Припятского прогиба в
пределах Червонослободской тектонической ступени. Особенности геологического
строения этой территории обусловлены наличием и развитием обрамляющих ее
региональных разломов. Кристаллический фундамент на площади месторождения
разбит на ряд блоков, наклоненных на северо-восток и ступенчато погружающихся в
восточном направлении. Нижние структурные этажи осадочного чехла унаследуют
структурные элементы поверхности фундамента. Ведущей в строении этих этажей
является разрывная тектоника. На месторождении выявлен ряд субширотных и
субмеридиональных блокообразующих тектонических нарушений, которые представляют
собой систему ступенчатых сбросов с суммарной амплитудой 20 - 400 м. Амплитуды
от нижележащих к вышележащим отложениям постепенно затухают. Шахтное поле 1 РУ
расположено в пределах Центрального тектонического блока, отделённого от
Восточного блока Центральным тектоническим нарушением. Центральное
тектоническое нарушение имеет субмеридиональное простирание и является
нормальным сбросом, плоскость сместителя которого наклонена на юго-восток. Угол
падения сместителя составляет не менее 60 градусов. Установленная амплитуда
разлома на уровне 3 калийного гоизонта составляет 80-100 м. Вверх по разрезу
амплитуда разлома уменьшается и на уровне 2 калийного горизонта составляет 65
м. Общая ширина нарушенной зоны составляет 30-35 м и сложена блоками пород с
соляными брекчиями на их контактах. В лежачем боку образуются надразломные
антиклинали, а в висячем - приразломные синклинали. Вдоль тектонического
нарушения развиваются зоны замещений сильвинитов каменной солью. На юге
шахтного поля геофизическими исследованиями выявлены тектонические нарушения
субширотного простирания, которые группируются в тектоническую зону. Расположена
она в основном за пределами площади распространения калийных горизонтов.
Возможно она контролирует распространение соленосных отложений. В пределах
шахтного поля имеет место несоответсвие структурных планов поверхности
соленосной толщи и калийных горизонтов. С приближением к границам выклинивания
глубина залегания соляного зеркала увеличивается, а калийных горизонтов
уменьшается. Поверхность соленосной толщи образует инверсионную структуру,
формирование которой связано с процессами древнего подземного выщелачивания,
активно протекавшего в краевых частях распространения соленосных отложений и в
зонах разрывных нарушений. При ведении горных работ, в подземных выработках,
встречено большое количество трещин тектонического генезиса, секущих калийные
горизонты. Трещины преимущественно вертикальные, смещение пород по ним
отсутствует. Исследованиями установлено две системы таких трещин, согласующихся
по простиранию с региональными разломами, обрамляющими месторождение.
Гидрогеология
Старобинское месторождение расположено в краевой
северо-западной части Припятского артезианского бассейна. В пределах
месторождения различают: · надсолевый водоносный комплекс в
мезозойско-кайнозойских отложениях;· подсолевый водоносный комплекс в породах
девона и верхнего протерозоя.
Названные водоносные комплексы образуют верхний
и нижний гидрогеологические этажи, которые разделены водоупорными породами
глинисто-мергелистой и соленосной толщ. Водоносный комплекс в
мезозойско-кайнозойских отложениях мощностью 100 - 120м относится к зоне активного
водообмена и подстилается регионально выдержанными водоупорными породами ГМТ.
Воды его преимущественно пресные, используются для хозяйственного и питьевого
водоснабжения. Подсолевый водоносный комплекс общей мощностью около 1000м
приурочен к карбонатным породам фаменского и франского ярусов верхнего девона,
к терригенным породам среднего девона и верхнего протерозоя, разделенных
относительно водоупорными породами ливенского, пашийско-кыновского и
пярнуско-наровского горизонтов. Водовмещающие карбонатные породы верхнего
девона характеризуются низкой водообильностью и плохой проницаемостью.
Водоносные горизонты терригенных пород среднего девона и верхнего протерозоя
включают хорошо проницаемые обводненные песчаники соответственно
старооскольского возраста и пинской свиты. Надсолевый и подсолевый водоносные
комплексы разделены породами ГМТ и соленосной толщ мощностью 500 - 1000м,
служащих надежными водоупорами, обеспечивающими полную гидрогеологическую
закрытость нижнего гидрогеологического этажа. Взаимосвязь вод надсолевого и
подсолевого комплексов исключается как по площади месторождения, так и в зонах
дизъюнктивных нарушений, где породы соляных отложений крепко спаяны соляным
цементом, безводны и водоупорны. Верхняя часть осадочного чехла сложена проницаемыми
породами, создающими благоприятные условия для инфильтрации атмосферных осадков
и пополнения запасов подземных вод. Все водоносные горизонты этой части разреза
гидравлически связаны между собой. Воды подсолевого водоносного комплекса
представлены преимущественно крепкими рассолами. Гидрогеологические условия
Старобинского месторождения оказались благоприятными для закачки избыточных
рассолов обогатительных фабрик ПО"Беларуськалий" в водоносный
горизонт песчаников пинской свиты верхнего протерозоя.
Рассолопроявления
По своему происхождению рассолы, появляющиеся
при ведении горных работ на калийных горизонтах, делятся на
постседиментационные и конденсационные. Постседиментационные рассолы
характеризуются высокой степенью минерализации (430-520 г/л) и содержанием в
солевом составе 6-12 г/л NaBr. Они приурочены к 26 глинисто-карбонатной пачке,
расположенной выше Второго калийного горизонта. При ведении очистных работ на
горизонте зона трещиноватости достигает пород глинисто-карбонатной пачки. По
образовавшимся трещинам, рассолы попадают в отработанное пространство и стекают
в направлении падения горизонта (северо-восток). Небольшие скопления рассолов
обнаружены в глинисто-карбонатной пачке разделяющей Второй и Третий пласт
каменной соли. Конденсационные рассолы отличаются сезонным изменением объемов и
характеризуются средней степенью минерализации (360-390 г/л) и содержанием в
солевом составе 0,5-13 г/л NaBr. Наибольший объем конденсационных рассолов
приходится на теплый период года. Рассолы скапливаются в выработках
околоствольных дворов и прилегающих к ним панелях. Особенностью
гидрогеологических условий краевых частей месторождения является наличие в
нижней части разреза ГМТ южнее контура выклинивания Третьего калийного
горизонта обводненных песчаников, сформировавшихся в процессе выщелачивания
соленосных песчаников, залегающих между Третьим и Четвертым калийными
горизонтами. Обводненные песчаники залегают на расстоянии 130-210 м от контура
выклинивания Третьего калийного горизонта.
2.3 Качественная характеристика 3
калийного горизонта
Является основным промышленным горизонтом
Старобинского месторождения и приурочен к 13 соляной пачке. Абсолютные отметки
подошвы пласта составляют в южной части -201м, в северо-восточном направлении
пласт погружается до абсолютных отметок -540м. Мощность третьего горизонта
находится в прямой зависимости от структурного плана залежи: в центре она
достигает 16-19 м, на южной периферии шахтного поля, где калийный горизонт
выходит к поверхности соленосной толщи и срезается зеркалом подземного
выщелачивания, мощность сокращается до 0,5м.
Горизонт имеет трехслойное строение и
подразделяется на три пачки (сверху вниз): верхнюю сильвинитовую; среднюю
глинисто-карналлитовую; нижнюю сильвинитовую (промышленную).
Верхняя сильвинитовая пачка представляет собой
горизонтальное переслаивание сильвинита, а иногда сильвинито-карналлитовой
породы и каменной соли. Мощность сильвинитовых прослоев колеблется от 0,15м до
0,30м, прослои каменной соли имеют мощность от 0,10м до 0,60м.Общая мощность верхней
сильвинитовой пачки изменяется от 1,20м до 3,78м. Среднее содержание KCl -
15,37%, Н.О. - 4,17%. Запасы верхней сильвинитовой пачки отнесены к
забалансовым из-за низкого содержания полезного компонента в пласте.Средняя
глинисто-карналлитовая пачка состоит из чередующихся прослоев глины,
карналлитовых, сильвинито-карналлитовых пород и каменной соли. Прослои глины и
карналлитовой породы сосредоточены, главным образом, в средней части пачки.
Мощность прослоев глины колеблется от 1-2см до 35см, карналлита - от нескольких
сантиметров до 0,65м. В южной части шахтного поля карналлитовая минерализация
исчезает, разрез пачки становится глинисто-галитовым.
Общая мощность средней глинисто-карналлитовой
пачки изменяется от 4,96м до 10,08м. Среднее содержание KCl - 9,35%, Н.О. -
14,90%. Содержание MgCl2 в пачке достигает 15,23%.
Нижняя сильвинитовая пачка Третьего калийного
горизонта является основным рабочим пластом. Мощность этой пачки на основной
площади шахтного поля колеблется от 2,0м до 9,05м. Среднее содержание KCl -
19,36%, Н.О. - 8,74%.
В разрезе нижней сильвинитовой пачки, состоящей
из чередующихся прослоев сильвинита и каменной соли, выделено 6 сильвинитовых
слоев (1-6 снизу вверх). Мощность сильвинитовых слоев изменяется от 0,18м до
1,28м, разделяющей их каменной соли - от 0,51м до 1,35м. На балансе предприятия
стоят запасы по слоям 2, 2-3, 3, 3-4, 4. Слои 1, 5, 6 не соответствую
требованиям кондиций, так как имеют малую мощность (0,180,36м).
Второй сильвинитовый слой распространен
повсеместно. Его мощность на основной части шахтного поля увеличивается с
северо-востока на юго-запад от 0,63 до 0,67м при этом содержание KCl в слое
снижается в указанном направлении с 51,96% до 42,15%. В южной краевой зоне
месторождения второй сильвинитовый слой является единственным продуктивным
пластом.
Третий сильвинитовый слой распространен
повсеместно. Его мощность на основной части шахтного поля уменьшается с
северо-востока на юго-запад от 0,84 до 0,60м при этом содержание KCl в слое
также снижается в указанном направлении с 39,79% до 18,45%. В южной краевой
зоне месторождения третий сильвинитовый слой существенно снижает свою мощность
и содержание и становится некондиционным.
Четвертый сильвинитовый слой распространен на
основной части шахтного поля. Его мощность (0,96-1,28м) и содержание KCl
(26,51-36,60%) также уменьшается в направлении с северо-востока на юго-запад. В
южной краевой зоне месторождения четвертый сильвинитовый слой испытывает
выклинивание, обусловленное процессами подземного выщелачивания.
Подстилающие горизонт породы представлены
каменной солью мощностью около 6 метров, содержащей редкие глинистые прослои.
Ниже залегают породы 12 глинисто-карбонатной пачки.
3. ГОРНАЯ ЧАСТЬ
.1 Определение годовой
производительности рудника
Режим работы рудника принимается в соответствии
с действующим на предприятии - по графику пятидневной рабочей недели с двумя
выходными днями по скользящему графику.
Число рабочих смен в сутки - 3.
Число ремонтно-подготовительных смен в сутки -
1.
Продолжительность смены - 6 часов.
Число рабочих дней в году - 320.
Определим срок службы III калийного горизонта
при планируемой проектной мощности рудника сроком на 55 лет.
Годовая производительность рудника:
, лет [2 (c. 5)]
где: 
- прогнозные ресурсы горизонта,
= S*m*ρ=174552*4.5*2.11=785484 тыс.т;площадь
горизонта, м2, m- мощность пласта, м,
ρ- плотность породы, кг/м3,-
годовая производительность горизонта,
П - общерудничные потери в целиках,
П = 22512 тыс.тразубоживание; из
опыта разработки Старобинского месторождения для аналогичных условий
принимается равным 0,1;
- коэффициент извлечения запасов,
= 0,55
тыс.т
Режим работы рудника принимаем
согласно «Норм технологического проектирования предприятий калийной и соляной
промышленности» и в соответствии с заданием на разработку обоснования
инвестиций в строительство объекта:
число рабочих дней в году - 320;
число рабочих смен в сутки - 4, из
них три добычные и одна ремонтная;
продолжительность рабочей смены на
подземных работах - 6 часов.
3.2 Вскрытие шахтного поля
Шахтное поле рудника Первого РУ
вскрываем 2 вертикальными стволами по центральной схеме. Диаметр стволов в
свету - 7,0м
СТВОЛ №1 - скиповой, проходится до
Третьего калийного горизонта, служит для выдачи калийной руды, спуска-подъёма
людей и подачи воздуха на Третий горизонт. Скиповой ствол оборудован двумя
скиповыми многоканатными подъемными установками типа ЦШ 5×8 и МК 5×4 со скипами
СМ - 19 и СМ - 35.
СТВОЛ №2 - клетевой, проходится до
Третьего калийного горизонта, служит для спуска-подъёма людей и грузов и
используется для выдачи отработанного воздуха с действующих горизонтов рудника.
Ствол оборудован двумя клетевыми подъёмами (2НОВ-400). В стволе имеется
лестничное отделение.
3.3 Горно-капитальные работы
Общее положение
К горно-капитальным выработкам относятся:
шахтные стволы, служебные камеры околоствольного двора и магистральные
выработки (главные направления).
Проходка шахтных стволов.
Нередко стволы приходиться сооружать в
водоносных, плывучих породах. При строительстве шахтных стволов проходку
верхней, интенсивно обводненной части разреза, до глубины около 350м следует
вести под защитой замороженных пород. Ниже стволы могут проходиться обычным
способом, ожидаемые при этом притоки вод весьма незначительны и не являются
препятствием при сооружении стволов.
Одним из распространенных способов является
способ замораживания, применяемый при строительстве стволов на Старобинском
месторождении калийных солей.
Искусственное замораживание горных пород
основано на замерзании воды или рассолов, содержащихся в породах или трещинах,
при отрицательных температурах.
Способ искусственного замораживания состоит в
следующем. Вокруг намеченного к проходке ствола бурят скважины на всю глубину
пород, подлежащих замораживанию, с заглублением в водоупорные породы на 3-5 м и
более, и в них опускают замораживающие колонки,по которым непрерывно
циркулирует хладоноситель, охлажденный на поверхности в испарителе
замораживающей станции. Тепло от горных пород переходит к хладоносителю за счет
разности температур, а породы, замораживаясь вокруг колонок, образуют
ледопородные цилиндры, которые затем смыкаются в кольцевое ледопородное
ограждение, противостоящее горному давлению и гидрастатическому напору воды.
При обычном режиме температура хладоносителяподдерживают на уровне минус 20-25
С.Ледопородное ограждение поддерживают в замороженном состоянии до тех пор,
пока не будет закончено проведение ствола. После этого производят оттаивание
замороженных пород естественным или искусственным способом.
При проходке верхней части ствола способом
замораживания, а нижней части ствола обычным способом горнопроходческое
оборудование принимают таким, чтобы обеспечить проходку с заданной скоростью
всего ствола, а именно: проходческие копры, подъемные машины, проходческие
лебедки, подвесные полки,проходческие бадьи, направляющие рамы, натяжные рамы,
прицепные устройства, вентиляторы, калориферы, трубопроводы, кабели, насосы,
спасательные лестницы.
Горнопроходческие подъемные машины стараются
расположить таким образом, чтобы обеспечить по окончании проходки ствола
возможность его армирования без дополнительных монтажных работ. Все
оборудование в стволе и копре должно быть во взрывобезопасном состоянии. Обычно
применяют сборно-разборные шатровые копры. Для проходческих подъемов
предусматриваются подъемные машины типов БМ-2000,БМ-3000,Ц-3.5*2, 2Ц-3.5*1.7.
Канатные направляющие должны иметь натяжение 1-1.2 Т на каждые 100 м длины
каната. Для натяжных направляющих применяются двухбарабанные лебедки 2ЛП-5,
2ЛПМ-10. Выдача породы осуществляется в самоопрокидывающихся проходческих
бадьях БПС емкостью 0.75 до 3м3 Для спуска и выдачи материалов применяют бадьи
БП, отличающихся от бадей БПС отсутствием оборудования для опрокидывания бадьи
при разгрузке. Бадья БП при разгрузке породы опрокидываются с помощью корзин,
реже подвесного крюка, который цепляется за кольца на днище бадьи. Для подъемов
применят стальные канаты диаметром 20,25 и 30 мм. Верхние концы направляющих
канатов крепят к барабанам лебедок, нижние- к натяжной раме. Транспортирование
породы на поверхности осуществляется в автосамосвалах, реже- по подвесной
канатной дороге.
Способ проходки шахтных стволов с
предварительным замораживанием горных пород включает в себя: бурение
замораживающих и контрольных скважин; монтаж замораживающихся колонок,
замораживающей станции и рассольных сетей,контрольно-измерительной аппаратуры
на станции и в контрольных скважинах; образование ледопородного ограждения;
оттаивание замороженных пород; монтаж замораживающей станции и рассольных
сетей; извлечение осадочных сетей; извлечение обсадочных и замораживающих труб
(где это возможно) и погашение скважин.
Последовательность работ по выемке породы
зависит от степени ее замороженности в ядре ствола. При наличии ядра из
незамороженных пород выемку начинают с ядра. После выемки пород ядра на глубину
60-70 см производят отбойку замороженных пород по всему сечению ствола с
помощью отбойных молотков и пневмоломов.
Если породы проморожены по всему сечению, то
проходку начинают с выемки центрального вруба на глубину 50 см. Затем отбойку
ведут в направлении периферии столба. Количество проходчиков в забое ствола
определяют из расчета 2.5-3.5 м2 площади сечения ствола в проходке на одного
человека.
Бурение шпуров по крепким замороженным породам
осуществляют бурильными молотками (ПР-ЗОДУ, ПР-30ЛС). Шлам из шпуров удаляют
продувкой. Количество бурильных молотков принимают из расчета один молоток на
2.5-4.5м2площади забоя. Максимальное количество бурильных молотков на забой
10-14.
В последнее время в стволах с большим горным
давлением и гидростатическим давлением временную крепь не применяют. Стволы
проходят с применением передовой бетонной крепи, сооружаемой с помощью
призабойной опалубки заходками по 70-100 м. В этом случаи постоянную крепь
возводят в направлении снизу в верх. В качестве постоянной крепи применяют
чугунные тюбинги с толщиной стенки от 40 до 70 мм, с заполнением затюбингового
пространства бетоном, пластбетоном, раствором (толщина бетонного крепления в
среднем 60 см). Между тюбингами в кольцах уложены прокладки из рольного свинца
толщиной 2 мм. Все болтовые соединения крепления тюбингов имеют свинцовые
фасонные и стальные накладки шайбы. Тампонажные пробки также имеют свинцовые и
металлические кольцевые прокладки
Крепление стволов до глубины 350
предусматривается чугунными тюбингами, далее - монолитным бетоном.
Проветривание ствола при проходке
осуществляется только по нагнетательной схеме. Воздух в ствол нагнетается
вентилятором по стальным или гибким трубам диаметром 0.4-1.2 м. Обычно у ствола
на расстоянии не менее 15 м устанавливают два одинаковых вентилятора. Для
стволов диаметров в свету 7-8.5 м и глубиной 700-1500 м и выше -вентиляторы
типа ВЦП-16 с трубопроводом диаметром 900, 1000,1200. Один вентилятор работает
в течении всего времени проходки ствола, а после взрывания ВВ в работу временно
включают второй вентилятор.В ствол должен подаваться воздух с температурой не
ниже +2
.Подогрев
воздуха осуществляется калориферами.
Проходка главного направления
Шахтное поле 1 РУ по Третьему
калийному горизонту подготовлено главными транспортными и вентиляционными выработками,
пройденными от околоствольного двора на север, юг и юго-восток (от центра к
флангам) до границ горного отвода. Соответственно различают главное северное и
главное юго-восточное направления. Главное направление состоит из пяти
параллельных выработок, разделенных между собой ленточными целиками. Из этих
пяти выработок: 2 - это главные вентиляционные штреки и 3 остальные - это
главный конвейерный штрек и по обе стороны от него - главные транспортные
штреки. Кровля выработок главного направления расположена под защитной пачкой
сильвинита 0,15 - 0,25м верхнего сильвинитового слоя (слой 2) для обеспечения
их устойчивости. Между главными вентиляционными и транспортными штреками
предусмотрен целик в 20м для предотвращения утечек воздуха и прямотоков, а так
же для уменьшения взаимного влияния выработок главного направления друг на
друга. Целики между остальными штреками составляют 10м. Сечения выработок
арочное и пройдены они проходческим комбайном ПК-8М. По технологии проходки
воздухоподающие и вентиляционные выработки через каждые 350м сбиваются
технологическими сбойками, в которых сооружаются вентиляционные перемычки.
К участку севернее утвержденной
границы шахтного поля 1РУ будем подводить выработки главных направлений в
следующем количестве:
два транспортных штрека (учитывая
дальность транспортировки материалов, людей и др., а также для удобства
транспортного сообщения);
один конвейерный штрек (для
транспортировки руды);
два вентиляционных штрека (в
соответствии с расчетом в разделе “Вентиляция”).
Минимальная ширина конвейерного
штрека В, мм, определяется по формуле:
В= а + А + в,
где а - минимальный зазор для
прохода людей, мм;
А - ширина става ленточного
конвейера, мм;
в - минимальный зазор с неходовой
стороны, мм.
Для транспортировки руды по главному
северо-западному и главному юго-восточному направлениям принимаем ленточный
конвейер 2ЛУ-120В, ширина става которогоА = 1650мм,
а = 700мм,в = 400мм
В = 700 + 1650 + 400 = 2750мм
Минимальная высота штрека Н, мм,
определяется по формуле
H=h + l,
где h- высота автомашины, мм;допустимый зазор,
мм.
Минимальная высота штрека определяется размерами
подвижного состава. Учитывая, что в шахтных условиях используются автомашины
«Mини-Минка», «Mиди-Минка», «Минка-26», трактора «МТЗ-80», «Амкодор», «Паус»
для расчета минимальной высоты штрека выбираем максимальную высоту кузова выше
перечисленных машин.= 2430мм - для автомашины «Минка-26», l = 500мм
Н = 2430 + 500 = 2930мм
Принимаем проведение выработок проходческим
комплексом с комбайном ПК-8МА с арочным сечением S = 8,03м2. В = Н = 3000мм.
Ввиду того, что штреки проходятся по слоям с
коэффициентом крепости по школе проф. Протодьяконоваf> 2,5-3, крепление
штреков не производится, т.к. выработка имеет устойчивую арочную форму
поперечного сечения. При расширении технологических сбоек, камер разворота
более 3,5м производится их крепление винтовыми штангами с учетом установленных
параметров в соответствие с паспортами крепления. Проходческий комплекс состоит
из комбайна ПК-8М, самоходного вагона 5ВС-15М, бункера-перегружателя БП-14,
скребкового конвейера СП-202. Техническая характеристика проходческого комбайна
ПК-8М приведена в таблице 3.3.3.1, техническая характеристика самоходного
вагона 5ВС-15М приведена в таблице 3.3.3.2, техническая характеристика
бункера-перегружателя БП-14 приведена в таблице 3.3.3.3, техническая
характеристика скребкового конвейера СП-202 приведена в таблице 3.3.3.4.
Таблица 3.1-Техническая характеристика
проходческого комбайна ПК-8М
|
Технические
характеристики
|
Величина
|
|
1
|
2
|
|
Форма
сечения выработки
|
Арочная
|
|
Размер
выработки вчерне, м высота ширина
|
3,0
3,0
|
|
Сечение
выработки, м2
|
8,03
|
|
Минимальный
радиус закругления выработки, м
|
25
|
|
Скорость
при проходке, м/мин
|
0,28
|
|
Производительность
при ведении добычных работ, т/мин
|
4,5
|
|
Габаритные
размеры, м длина в рабочем положении длина в транспортном положении ширина по
гусеницам ширина по торцам бермовых фрез высота по режущему органу
|
9,2
8,3 2,1 2,85 3,0
|
|
Скорость
передвижения, м/час рабочая маневровая
|
0
- 16,8 0 - 200
|
|
Установленная
мощность, кВт
|
382,4
|
|
Напряжение
питания, В
|
660
|
|
Масса,
т
|
60
|
|
Максимальный
преодолеваемый угол, градус
|
15
|
Таблица 3.2 - Техническая характеристика
самоходного вагона 5ВС-15М
|
Технические
характеристики
|
Величина
|
|
Грузоподъемность,
т
|
15
|
|
Емкость
кузова, м3 базовая с надставленными бортами
|
8,6
11
|
|
Максимальная
скорость движения, км/ч
|
9
|
|
Габаритные
размеры, мм длина ширина высота
|
8300
2600 1850
|
|
Минимальная
высота погрузки, м
|
1,2
|
|
Минимальный
наружный радиус поворота, м
|
8,5
|
|
Дорожный
просвет, мм
|
320
|
|
Ширина
скребкового конвейера, мм
|
900
|
|
Установленная
мощность, кВт
|
127
|
|
Напряжение
питания, В
|
660
|
|
Максимальное
время разгрузки, с
|
83
|
|
Наибольший
угол подъема, градус
|
15
|
|
Масса,
т
|
15,6
|
Таблица 3.3 - Техническая характеристика
бункера-перегружателя БП-14
|
Технические
характеристики
|
Величина
|
|
1
|
2
|
|
Грузоподъемность,
т
|
16
|
|
Вместимость,
м3
|
13
|
|
Производительность
при перегрузке, т/с
|
0,37
|
|
Габаритные
размеры, мм длина ширина высота
|
8500
2200 1900
|
|
Время
разгрузки, с
|
40
|
|
Радиус
поворота, м
|
10
|
|
Установленная
мощность, кВт
|
37
|
|
Напряжение
питания, В
|
660
|
|
Масса
не более, т
|
10
|
Таблица 3.4 - Техническая характеристика
скребкового конвейера СП-202
|
Технические
характеристики
|
Величина
|
|
Производительность,
т/мин
|
4,7
|
|
Габаритные
рештака, мм длина ширина высота рештачного става по боковинам
|
1500
754 245
|
|
Скорость
движения цепи, м/с
|
1,0
|
|
Разрывное
усилие цепи, кН
|
4860
|
|
Длинна
конвейера в поставке, м
|
150
|
|
Мощность
электродвигателей, кВт
|
2×55
|
Технология проходки горных выработок включает
подготовительные работы, зарубку, проходку выработки, отгон оборудования. В
процессе подготовительных работ производится подготовка комбайна, самоходного
вагона и бункера-перегружателя, подводится электроэнергия, монтируется
вентилятор, подвешиваются трубы. В процессе зарубки проходится выработка длиной
20 м, которая необходима для расположения комбайна и бункера-перегружателя. При
зарубке бункер-перегружатель к комбайну не прицепляют, а отбитая руда грузится
непосредственно в самоходный вагон.
После зарубки осуществляется прицепка
бункера-перегружателя и проходка выработки на запланированную длину. Затем
осуществляется перемещение комбайна и бункера-перегружателя по пройденной
выработке в забой новой выработки. Самоходный вагон может разгружать породу на
скребковый или ленточный конвейер. При большем расстоянии до пункта разгрузки
самоходного вагона в работу вводится второй самоходный вагон. Один вагон
доставляет породу от комбайна до места перегрузки во второй вагон, который
транспортирует ее до места разгрузки. При большей длине проходимой выработки в
состав проходческого комплекса включаются 3 вагона, на которые производится
последовательная перегрузка породы. При этом разгрузочный конец вагона
поднимается гидродомкратами, затем включается донный конвейер, который
перегружает руду в пустой вагон. Объем добываемой руды от проходки выработок
главного направления, а также расход необходимых материалов представлены в
таблице 3.6.
Околоствольный двор
Околоствольный двор представляет собой комплекс
горных выработок и камер, расположенных возле шахтных стволов и предназначенных
для обслуживания горизонта и соединения стволов с главными транспортными,
конвейерными, вентиляционными выработками. Основные требования, которые
предъявляются к околоствольным дворам - обеспечение необходимой пропускной
способности, простота устройства.
С целью обеспечения устойчивости камер и
выработок околоствольных дворов Третьего калийного горизонта они расположены
под сильвинитовыми пластами.
Камеры и выработки околоствольного двора
подразделяются на:
а) производственного назначения:
сопряжение с околоствольным двором;
гараж;
склад ГСМ;
склад ВМ;
мастерские электромеханические подземные;
склад хранения оборудования.
б) вспомогательного назначения:
камеры ожидания;
медпункт;
камеры посадки людей в машины;
камера противопожарных материалов.
Все камеры располагаются в непосредственной
близости от потребителей, а камеры ВМ располагаются в соответствии с ЕПБ при
ВР, а именно:
расстояние от склада взрывчатых материалов до
ствола, околоствольных выработок, вентиляционных дверей - не ближе 60 м.
расстояние от склада ВМ до выработки, служащей
для прохода людей, - не ближе 20м.
Склад ВМ, гараж, ГСМ, ПЭММ имеют не менее двух
запасных выходов, при этом склад ВМ и ГСМ проветривается обособленной струёй.
.4 Порядок отработки шахтного поля
Существуют следующие варианты порядка отработки
шахтного поля: прямой, обратный и комбинированный.
При прямом порядке отработки сначала
разрабатывают части, расположенные ближе к стволам. При этом фронт очистных
работ перемещается от стволов к границам шахтного поля.
При обратном порядке вначале разрабатывают части
шахтного поля, расположенные ближе к границе шахтного поля, и фронт очистных
работ перемещается от границ к стволам.
Достоинства прямого порядка отработки:
минимальный срок ввода предприятия, быстрая
окупаемость затрат.
Недостатки:
увеличение затрат на поддержание выработок и,
как следствие, увеличение потерь в целиках;
утечки воздуха, доходящие до 60%.
Достоинства обратного порядка отработки:
меньшие затраты на поддержание выработок и
потери в целиках;
производится детальная доработка пласта,
выявляются геологические нарушения;
меньшие утечки воздуха;
Недостатки:
увеличивается срок подготовки шахтного поля и
как следствие в начальном периоде добывается незначительное количество
полезного ископаемого.
Комбинированный порядок отработки сочетает в
себе вышеперечисленные достоинства и недостатки.
Исходя из вышеперечисленного и учитывая
характерные особенности Старобинского месторождения, в начальный период (2-3
года) для быстрого освоения капитальных вложений наиболее целесообразным
является прямой порядок отработки панелей, а в последующем будем применять
обратный порядок отработки.
Раскройка шахтного поля осуществляется тремя
направлениями: главным северным, южным и главным юго-восточным направлениями,
состоящиеиз пяти выработок: конвейерный штрек, 2 транспортных и 2
вентиляционных штрека (лист 2). Главный конвейерный штрек находится по центру
главного направления, от него слева и справа - транспортный и вентиляционный.
3.5 Подготовка шахтного поля
Горно-подготовительные работы
Подготовка к отработке запасов 1РУ в пределах
распространения Третьего калийного горизонта осуществляется системой главных
штреков (конвейерных, транспортных и вентиляционных) пройденных по породе, а
также панельных выработок, пройденных по руде, применяем панельный способ.
Панельный способ подготовки обеспечивает:
высокую нагрузку на очистной забой,
относительно невысокие потери полезного
ископаемого,
удовлетворительные условия поддержания
выработок.
Сущность панельного способа подготовки
заключается в следующем: перпендикулярно к выработкам главного направления
проходятся панельные вентиляционный, конвейерный штреки и бортовые штреки лав:
конвейерный и вентиляционный (транспортный).
Подготовка и отработка панели может вестись в
прямом и обратном порядке. Для уменьшения потерь в целиках принимаем прямой
порядок подготовки и обратный порядок отработки панелей.
Основными факторами, определяющими выбор
технологии отработки калийных горизонтов 1РУ, являются:
значительные колебания значений мощности
водозащитной толщи (от 0 до 700м) над II и III калийными горизонтами;
наличие большого количества населенных пунктов,
требующих специальных мер охраны при их подработке, а также кладбищ, к которым
предъявляются повышенные требования по уровню залегания грунтовых вод.
В целом, учитывая вышеуказанные факторы,
технология отработки должна предусматривать весь необходимый комплекс
мероприятий, обеспечивающих минимальные оседания земной поверхности на большей
части подрабатываемой территории или же оставление предохранительных целиков.
Кроме основного, природоохранного фактора, к
технологическим схемам и оборудованию предъявляются требования, обеспечивающие:
максимально возможное извлечение полезного
ископаемого из недр и высокое качество добываемой руды;
минимальные объемы трудоемких
горно-подготовительных работ;
высокий уровень механизации и автоматизации
производственных процессов;
безопасные условия ведения горных работ.
3.6 Очистные работы
Очистная выемка панели ведется верхней и нижней
лавой. Подготовка нижней лавы поэтапная. Выработки проходятся с опережением
фронта очистных работ нижней лавы и находятся в зоне, надработанной верхней
лавой.
Подготовка столба нижней лавы заключается в
проведении конвейерного и транспортного штреков по флангам, а вентиляционного -
в центре столба лавы. Подготовка проводится комбайнами типа ПК-8М и комбайнами
типа Урал-10КС. Ширина штреков лавы принята из условий расположения в них
оборудования лавы (энергопоезда, приводных и натяжных станций забойного
конвейера и другого оборудования).
Таблица. 3.5 - Параметры панели
|
№
п/п
|
Наименование
параметра
|
Значение
параметра
|
|
Длина
столба верхней лавы
|
2750м
|
|
Длина
столба нижней лавы
|
2750м
|
|
Длина
забоя верхней лавы
|
300.0м
|
|
Длина
забоя нижней лавы
|
250.0м
|
|
Ширина
штреков нижней лавы:
|
|
|
5.1.
|
Конвейерный
штрек нижней лавы
|
4.5м
|
|
5.2
|
Транспортный
штрек нижней лавы
|
4.5м
|
|
5.3
|
Вентиляционный
штрек нижней лавы
|
3.0м
|
|
5.4
|
Монтажный
штрек нижней лавы
|
5.5м.
|
|
5.5
|
Вспомогательный
монтажный штрек
|
3.8-4.0м
|
|
5.6
|
Технологические
выработки
|
3.0м
|
|
5.7
|
Угол
наклона технологических выработок к линии забоя лавы
|
20
|
Обоснование системы разработки и средств
механизации нижней лавы
Для отработки нижней лавы панели принята система
разработки длинными столбами с селективной выемкой слоев II, II-III и III. Слой
II-III (галит) закладывается в отработанное пространство лавы с помощью
установки механической закладки (УМЗ).
Перечень средств механизации:
Для механизации процессов селективной выемки
руды с частичной закладкой галита в отработанное пространство предусматривается
применение комплекса, состоящего из:
Очистной валовый комбайн SL-500С- 1 шт.
Забойная крепь “ Фазос-16/24” - 131 шт.
Крепи сопряжения типа “ Фазос-23/33” - 8 шт.
Забойный конвейер EKF-3E74VS - 250 м.
Штрековые конвейеры - 1 шт.
Установка механической закладки - 4 шт.
Электрооборудование.
Установка для охлаждения электродвигателей
комбайна.
Таблица 3.6 - Техническая характеристика
комбайна СЛ-500С
|
Технические
параметры
|
Колич-е
значение
|
Единицы
измерения
|
|
Длина
комбайна по осям шнеков
|
12570
|
мм
|
|
Длина
корпуса комбайна
|
7400
|
мм
|
|
Передаточное
число рукояти с режущ. 1400 мм
|
29,1
|
|
|
Передаточное
число рукояти с режущ. 850 мм
|
20,8
|
|
|
Вес
поворотного редуктора
|
3780
|
кг
|
|
Глубина
подрубки почвы режущим 1400 мм
|
180
|
мм
|
|
Глубина
подрубки почвы режущим 850 мм
|
80
|
мм
|
|
Высота
корпуса
|
1500
|
мм
|
|
Минимальная
вынимаемая мощность
|
1900
|
мм
|
|
Ширина
режущего органа
|
830
|
мм
|
|
Вес
комбайна
|
70
|
т
|
|
Максимальное
тяговое усилие
|
554
|
кН
|
|
Скорость
подачи маневровая
|
0-18
|
м/мин
|
|
Количество
оборотов большого шнека
|
51
|
об/мин
|
|
Количество
оборотов малого шнека
|
71
|
об/мин
|
|
Электродвигатель
резания
|
|
|
|
Мощность
|
2
х 300
|
кВт
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Номинальный
ток
|
220
|
А
|
|
Количество
оборотов
|
1475
|
об/мин
|
|
Требуемое
количество охлаждающей жидкости
|
20
|
л/мин
|
|
Вес
|
1150
|
кг
|
|
Электродвигатель
подачи
|
|
|
|
Мощность
|
2
х 54
|
кВт
|
|
Напряжение
питания, постоянный ток
|
630
|
В
|
|
Номинальный
ток
|
185
|
А
|
|
Количество
оборотов
|
1750
|
об/мин
|
|
Требуемое
количество охлаждающей жидкости
|
10
|
л/мин
|
|
Вес
|
750
|
кг
|
|
Электродвигатель
гидросистемы
|
|
|
|
Мощность
|
22
|
кВт
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Номинальный
ток
|
17,2
|
А
|
|
Количество
оборотов
|
1470
|
об/мин
|
|
Требуемое
количество охлаждающей жидкости
|
8
|
л/мин
|
|
Вес
|
300
|
кг
|
|
Электродвигатель
вентилятора
|
|
|
|
Мощность
|
10
|
кВт
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Номинальный
ток
|
17,2
|
А
|
|
Количество
оборотов
|
3000
|
об/мин
|
|
Производительность
вентилятора
|
318
|
М3/мин
|
|
Насос
гидроблока
|
|
|
|
Тип
- шестеренчатый, двойной
|
|
|
|
Производительность
|
2
х 22,5
|
л/мин
|
|
Количество
оборотов
|
1500
|
Об/мин
|
|
Максимальное
давление
|
280
|
бар
|
|
Вес
|
74
|
кг
|
Таблица 3.7 - Техническая характеристика
гидромеханизированной крепи Фазос-16/24
|
Технические
параметры
|
Колич-е
значение
|
Единицы
измерения
|
|
Рабочий
диапазон крепи
|
1,0-1,5
|
М
|
|
Максимальная
высота крепи
|
1550
|
Мм
|
|
Минимальная
высота крепи
|
900
|
Мм
|
|
Поддерживающая
способность
|
303-402
|
кН/м2
|
|
Продольный
угол наклона пласта
|
до
10
|
Град.
|
|
Шаг
установки
|
2
|
М
|
|
Масса
секции
|
6200
|
Кг
|
|
Давление
питания
|
25
|
Мпа
|
|
Количество
стоек в секции
|
2
|
шт.
|
|
Предварительное
сопротивление стойки
|
785
|
КН
|
|
Рабочее
сопротивление стойки
|
1665
|
КН
|
|
Длина
собранной стойки
|
1025
|
Мм
|
|
Длина
раздвинутой стойки
|
1570
|
Мм
|
|
Диаметр
поршня гидростойки
|
200
|
Мм
|
|
Масса
гидростойки
|
206,4
|
Кг
|
|
Настройка
предохранительного клапана гидростойки
|
53
|
Мпа
|
|
Габариты
цилиндра передвижки
|
90/63х850
|
|
|
Усилие
передвижки крепи
|
232
|
КН
|
|
Усилие
передвижки конвейера
|
126
|
КН
|
|
Тип
системы передвижки
|
Прямая
|
|
|
Шаг
передвижки секции
|
800
|
Мм
|
|
Количество
домкратов верхняка
|
2
|
шт.
|
|
Предохр.
клапан домкрата верхняка
|
42/35
|
Мпа
|
|
Ширина
верхняка
|
1700
|
Мм
|
|
Длина
верхняка
|
2440
|
Мм
|
|
Наличие
на стойке гнезда под клапан от ГУ
|
-
|
|
|
Возможность
установки корректировки основания
|
Имеется
|
|
Таблица 3.8 -Техническая характеристика
штрекового конвейера ЕКФ-3
|
Технические
параметры
|
ЕКФ-3,
264 кВт
|
ЕКФ-3,
320 кВт
|
|
Место
установки
|
Забой
|
Забой
|
|
Мощность
привода, кВт
|
2х132
|
2х160
|
|
Напряжение,
В
|
660
|
660
|
|
Тип
турбомуфты Фойт
|
487TWVFC
|
562TWVFC
|
|
Длина,
м
|
150(210)
|
150(210)
|
|
Скорость
тяговой цепи, м/с
|
1,1
|
1,1
|
|
Калибр
цепи
|
30х108
|
30х108
|
|
Шаг
скребков, м
|
0,864
|
0,864
|
|
Тяговая
система
|
Айкотрак
|
Айкотрак
|
|
Шаг
рейки, мм
|
126
|
126
|
|
Число
зубьев на звездочке, шт.
|
7
|
7
|
|
Тип
редуктора
|
МКII-10
|
МКII-10
|
36:1
|
36:1
|
|
Профиль
рештака
|
225х732
Профиль Е 72
|
225х732
Профиль Е 72
|
|
Соединитель
рештаков, тонн
|
120
|
120
|
|
Тип
исполнения навесного оборудован.
|
ЕДВ,
ЕВ
|
ЕДВ,
СЛ-300
|
|
Производительность,
т/час
|
400
|
600
|
Порядок перехода технологических выработок
В поле лавы пройдены технологические выработки
под углом 20 градусов к линии забоя лавы. Почва технологических выработок ниже
почвы лавы на 0.80-0.90м. Поэтому должна быть проведена предварительная
подсыпка почвы этих выработок. Частично выработки подсыпаются горной массой при
ведении очистных работ, при вырубке комбайна на технологическую выработку.
Демонтаж оборудования комплексабудет
производиться по специально разработанному проекту после отработки столба лавы
с учетом фактических горно-геологических условий.
Расчет производительности нижней лавы.
Исходные данные для расчета приведены в таблице
3.9.
Таблица 3.9 - Исходные данные для расчета
|
Исходные
данные
|
Величина
|
|
Длина
лавы, м
|
250
|
|
Вынимаемая
мощность, м
|
1,46
|
|
Объемный
вес пород, т/м3
|
2,11
|
|
Ширина
захвата режущего органа, м
|
0,83
|
|
Cкорость
подачи комбайна, м/мин
|
0-9
|
|
Время
работы комбайна по добыче за сутки, ч
|
18,0
|
|
Мощность
эл.двигателей, кВт
|
600
|
|
Средняя
энергоемкость разрушения сильвинита, кВт.час/т
|
1,5
|
Подготовка к зарубке «косым заездом», принимаем
t1=15 мин.;
Зарубка «косым заездом» в направлении к
конвейерному штреку
лавы, ЕСА-150Л производит подборку и отгрузку
смешанной руды за комбайном СЛ-500С t=8 мин:
=20мин,
где L2 - длина «косого заезда», 24 м.- рабочая скорость
комбайна, 2 м/мин;
выемка полосы на всю ширину режущего органа
(производится в направлении от вентиляционного штрека к конвейерному);
=113мин,
где L3 - длинна полосы заходки комбайна, м-
рабочая скорость комбайна, м/ мин
время отгона комбайна с зачисткой призабойного
пространства и передвижкой забойного конвейера:
= L4/vм =250/9≈27,8мин
м - маневровая скорость при отгоне комбайна, 9
м/мин.
выемка галита;
=125мин,
где L5 - длинна полосы заходки комбайна, м-
рабочая скорость комбайна, м/ мин
время отгона комбайна с зачисткой призабойного
пространства и передвижкой забойного конвейера:
= L4/vм =250/9≈27,8мин
м - маневровая скорость при отгоне комбайна, 9
м/мин.
Тогда время одного цикла составит:
ц= t1+ t2+ t3+ t4+ t5+
t6=15+20+113+27.8+125+27.8=328.6мин
Количество циклов в сутки:
ц=t/tц=1080/328.6=3.29≈3 циклов, уточним
время одного цикла:ц=t/Nц=1080/3=360 мин
где t - количество часов в сутки, 18ч =1080 мин
Чтобы добиться ровного количества циклов,
изменим скорость отгона при зачистке комбайном и примем vм= 5.7м/ мин
Тогда t5= L4/vм =250/5.7=43.8мин
=L6/vм=250/5.7=43.8мин
Тогда время одного цикла составит:
ц=15+20+113+43.8+125+43.8= 360 мин
Находим суточное продвижение лавы:
сут=Nц*h=3*0,83=2.49 м
Количество лет отработки столба верхней лавы
составит:
=2750/(2.49*320)=3,5года
Рассчитаем суточную
производительность очистного комплекса:
сут=m*h*l*ρ*Nц=1.46*0.83*250*2.11*3=1917.7
т.
Рассчитаем месячную
производительность очистного комплекса:
мес= Qсут*t=1917.7 *26.6=51010.1т.
Рассчитаем годовую производительность очистного
комплекса:
год= Qсут*t=1917.7 *320=613655.5т.
Схема транспорта руды
Отбитая комбайнами руда поступает на забойный
конвейер КС-300, затем на штрековые конвейеры на конвейерном штреке нижней
лавы. Со штрековых конвейеров руда поступает на поперечный скребковый конвейер
типа СП-202, ленточные конвейеры КЛ-600 на панельном конвейерном штреке,
ленточные конвейеры главного направления, поступает в камеру перегрузки ствола
№2 для выдачи ее на поверхность.
Обоснование системы разработки и
средств механизации верхней лавы
Подготовка лавы для выемки 4 сильвинитового слоя
заключается в проходке конвейерного и транспортного штреков верхней лавы по
флангам и вентиляционного штрека - в центре столба лавы.
Ширина штреков лавы принята исходя из условий
расположения в них оборудования лавы: энергопоезда, приводных и натяжных
головок забойного и штрековых конвейеров.
Таблица 3.10 - Параметры системы разработки
|
№
п/п
|
Наименование
параметра.
|
Размер
|
|
Длина
столба верхней лавы
|
2750м
|
|
Вынимаемая
мощность
|
1.1м
|
|
Длина
лавы (без ВШЛ).
|
297м
|
|
Ширина
конвейерного штрека верхней лавы
|
4.5м
|
|
Ширина
транспортного штрека верхней лавы
|
3.0
м
|
|
Ширина
вентиляционного штрека верх.лавы
|
3.0
м
|
Перечень средств механизации очистных работ
верхней лавы.
Для механизации процессов выемки сильвинита и
управления кровлей полным обрушением предусматривается применение комплекса
состоящего из:
)одношнекового комбайна ЕВ-200/230ЛН -2 шт
)крепи “Фазос-09/15 -140 шт
)крепи сопряжения Фазос-15/31: -6 шт
)забойного конвейера EKF-3E 74VS -1 шт
5)штрекового конвейера ЕКФ-3 -1 шт
Таблица 3.11 - Техническая характеристика
комбайна ЕВ-200/230ЛН
|
Технические
параметры
|
Колич-е
значение
|
Единицы
измерения
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Мощность
электродвигателя
|
230
|
кВт
|
|
Мощность
электродвигателя вентилятора
|
1,1
|
кВт
|
|
Число
оборотов режущего органа
|
48
|
об/мин
|
|
Максимальный
угол падения пласта
|
6
|
Град
|
|
Максимальное
тяговое усилие
|
192
|
кН
|
|
Максимальная
скорость подачи (маневровая)
|
9
|
м/мин
|
|
Длина
комбайна по оси шнека
|
7265
|
Мм
|
|
Длина
поворотного редуктора
|
1920
|
Мм
|
|
Вес
поворотного редуктора
|
2260
|
Кг
|
|
Высота
комбайна по корпусу
|
830
|
Мм
|
|
Высота
от почвы лавы до оси приводного колеса
|
360
|
Мм
|
|
Расстояние
от торца режущего до полки рештака
|
350
|
Мм
|
|
Глубина
подрубки почвы (с режущим 1,0 м)
|
100
|
Мм
|
|
Высота
подрубки кровли (с режущим 1,0 м)
|
1950
|
Мм
|
|
Необходимое
количество охлаждающей жидкости
|
30
|
л/мин
|
|
Давление
охлаждающей жидкости
|
20
|
Бар
|
|
Температура
охл. жидкости на входе в комбайн
|
30
|
Град.
С
|
|
Сечение
питающего кабеля
|
3х70
|
мм2
|
|
Электродвигатель
|
|
|
|
Мощность
|
230
|
кВт
|
|
Число
оборотов
|
1465
|
Об/мин
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Необходимое
количество охлаждающей жидкости
|
15
|
Л/мин
|
|
Вес
|
1740
|
Кг
|
|
Электродвигатель
вентилятора
|
|
|
|
Мощность
|
1,1
|
кВт
|
|
Число
оборотов
|
3000
|
Об/мин
|
|
Напряжение
питания
|
990
|
В
|
|
Производительность
вентилятора
|
40
|
М3/мин
|
|
Шестеренчатый
насос сист. принуд. Смазки.
|
|
|
|
Производительность
|
22,8
|
Л
|
|
Число
оборотов
|
1197
|
об/мин
|
|
Рабочее
давление
|
10
|
Бар
|
|
Вес
|
5,8
|
Кг
|
|
Осевой
поршневой насос гидросистемы
|
|
|
|
Производительность
|
10,6
|
Л
|
|
Число
оборотов
|
1332
|
об/мин
|
|
Рабочее
давление
|
250
|
Бар
|
|
Вес
|
13
|
Кг
|
|
Осевой
поршневой насос подающей части
|
|
|
|
Производительность
|
210
|
л/мин
|
|
Число
оборотов
|
2000
|
об/мин
|
|
Рабочее
давление
|
150
|
Бар
|
|
Вес
|
80
|
Кг
|
|
Поршневой
насос подпитки подающей части
|
|
|
|
Производительность
|
25
|
л/мин
|
|
Число
оборотов
|
2000
|
об/мин
|
|
Рабочее
давление
|
15
|
Бар
|
|
Вес
|
4
|
Кг
|
|
Производительность
|
210
|
л/об
|
|
Число
оборотов
|
2000
|
об/мин
|
|
Рабочее
давление
|
150
|
Бар
|
|
Вес
|
35
|
Кг
|
Таблица 3.12 - Техническая характеристика
гидромеханизированной крепи Фазос-0.9/15
|
Технические
параметры
|
Колич-е
значение
|
Единицы
измерения
|
|
Рабочий
диапазон крепи
|
1,4-2,6
|
М
|
|
Максимальная
высота крепи
|
2670
|
Мм
|
|
Минимальная
высота крепи
|
1300
|
Мм
|
|
Поддерживающая
способность, при Н = 2,3 м
|
289
|
кН/м2
|
|
Шаг
установки
|
2
|
М
|
|
Масса
секции
|
6585
|
Кг
|
|
Давление
питания
|
32
|
Мпа
|
|
Количество
стоек в секции
|
4
|
шт.
|
|
Предварительное
сопротивление стойки
|
461
|
кН
|
|
Рабочее
сопротивление стойки
|
554
|
кН
|
|
Длина
собранной стойки
|
1198
|
Мм
|
|
Длина
раздвинутой стойки
|
2851
|
Мм
|
|
Диаметр
поршня гидростойки
|
165
|
Мм
|
|
Масса
гидростойки
|
260
|
Кг
|
|
Настройка
предохранительного клапана гидростойки
|
38
|
Мпа
|
|
Усилие
передвижки крепи
|
304
|
кН
|
|
Усилие
передвижки конвейера
|
143
|
кН
|
|
Настройка
пред.клапана цилиндра передвижки
|
38
|
Мпа
|
|
Тип
системы передвижки
|
Обратная
|
|
|
Шаг
передвижки секции
|
800
|
Мм
|
|
Ширина
верхняка
|
1370
|
Мм
|
|
Длина
верхняка
|
2700
|
Мм
|
|
Наличие
на стойке гнезда под клапан от ГУ
|
Имеется
|
|
|
Возможность
установки корректировки основания
|
-
|
|
Расчет производительности верхней лавы
Исходные данные для расчета приведены в таблице
3.13.
Таблица 3.13 - Исходные данные для расчета
|
Исходные
данные
|
Обозначение
|
Величина
|
|
Длина
лавы, м
|
L
|
300
|
|
Вынимаемая
мощность, м
|
m
|
1,1
|
|
Объемный
вес пород, т/м3
|
γ
|
2,11
|
|
Ширина
захвата режущего органа, м
|
h
|
0,80
|
|
Cкорость
подачи комбайна, м/мин
|
v
|
|
Время
работы комбайна по добыче за сутки, ч
|
T
|
18,0
|
|
Мощность
эл.двигателей, кВт
|
P
|
2х230
|
|
Средняя
энергоемкость разрушения сильвинита, кВт.час/т
|
δ
|
1,5
|
|
Коэффициент
использования машинного времени
|
k
|
0,35÷0,4
|
Очистной цикл состоит из следующих элементарных
составных частей:
Подготовка к зарубке косым заездом.
Зарубка комбайна “косым заездом”.
Выемка полосы в направлении от вентиляционного
штрека к флангу лавы с одновременной передвижкой забойной крепи, не допуская
обнажения призабойного пространства более 2.3 -2.4м.
Концевые операции: осмотр комбайна и замена
резцов, зачистка бортовых штреков, дозадвижка забойной крепи, передвижка
эстакады с приводом забойного конвейера, крепи сопряжения.
Отгон комбайна с зачисткой почвы забоя и
передвижкой за комбайном забойного конвейера.
Время на концевые операции (в том числе на
передвижку крипи сопряжения). Время отгона комбайна на 15м в соседнюю лаву от
вентиляционного штрека.
Разрешается передвижка забойной крепи сопряжения
при неработающем конвейере и комбайне. Забойный конвейер может задвигаться по
всей длине лавы по мере отгона комбайна.
Определим последовательно продолжительность
выполнения составных частей работы очистного цикла на примере комбайна № 1:
Подготовка к зарубке «косым заездом», принимаем
t1=18 мин.;
Зарубка «косым заездом» в направлении к
конвейерному штреку лавы:
=10 мин,
где L2 - длина «косого заезда», 15 м.- рабочая
скорость комбайна, 1,5 м/мин;
выемка полосы на всю ширину режущего органа
(производится в направлении от вентиляционного штрека к конвейерному);
=99мин,
где L3 - длинна полосы заходки одного комбайна,
м- рабочая скорость комбайна, м/ мин
время на концевые операции принимаем t4=18 мин;
время отгона комбайна с зачисткой призабойного
пространства и передвижкой забойного конвейера на ВШЛ: t5= L5/vм =148,5/9≈16,5мин-
длина лавы, приходящейся на один очистной комбайн, 148,5 м. vм - маневровая
скорость при отгоне комбайна, 9 м/мин.
время на концевые операции (в том числе
передвижка крепи сопряжения) принимаем t6=18 мин;
время отгона комбайна на 15 м в соседнюю лаву от
вентиляционного штрека:t7=L7/vм=(15+7.6)/9≈2,5мин
где L7 - длина отгона, 15 м - длина «косого
заезда»; 7.6 - длина комбайна; vм - маневровая скорость при отгоне комбайна, 9
м/мин.
Тогда время одного цикла составит:
ц= t1+ t2+ t3+ t4+ t5+ t6+
t7=18+10+99+18+16,5+18+2,5=182мин
Количество циклов в сутки:
ц=t/tц=1080/182=5,93≈6 циклов, уточним
время одного цикла:ц=t/Nц=1080/6=180 мин
где t - количество часов в сутки, 18ч =1080 мин
Чтобы добиться ровного количества циклов,
изменим скорость отгона при зачистке комбайном и примем vм= 10м/ мин
Тогда t5= L5/vм =148,5/10=14,85мин
=L7/vм=(15+7.6)/10≈2,15мин
Тогда время одного цикла составит:
ц=18 + 10 + 100 + 18 + 14,85 + 18 + 2,15= 180
мин
Комбайн №2 выполняет аналогичные элементы цикла,
при условии, что его цикл начинается после окончания зарубки комбайна №1.
Находим суточное продвижение лавы:
сут=Nц*h=6*0,83=4,98 м
Количество лет отработки столба верхней лавы
составит:
=2750/(4,98*320)=1,7года
Рассчитаем суточную
производительность очистного комплекса:
сут=2*m*h*l*ρ*Nц=2*1.1*0.83*148.5*2.11*6=3432.9
т.
Рассчитаем месячную
производительность очистного комплекса:
мес= Qсут*tмес=3432.9 *26.6=91315.14
т.
Рассчитаем годовую
производительность очистного комплекса:
год= Qсут*tгод=3432.9 *320=1098527
т.
Схема транспорта руды
Отбитая комбайном ЕВ-200/230ЛН руда поступает на
забойный конвейер ЕКФ-3, на штрековые конвейеры ЕКФ-3E74VS на ленточный
конвейер по конвейерному штреку верхней лавы.Далее руда через поперечный
скребковый конвейер типа СП-202 поступает на панельные ленточные конвейеры
панели, на магистральные ленточные конвейеры главного направления к стволу №1.
3.7 Расчет числа подготовительных и
очистных комплексов
Количество панелей для обеспечения необходимой
производственной мощности горизонта определяется исходя из годовой добычи
горизонта и производительности одной панели и составит:
Для обеспечения требуемой производительности 7.5
млн. тонн руды в год принимаем 4 очистных комплексов с комбайнами ЭВ-200/230-ЛН
выемка 4-го сильвинитового слоя, и 4 комплекса с комбайном СЛ-500с для выемки
слоев 2,3.
Рассчитаем количество проходческих комплексов,
необходимых для подготовки панелей к отработке.
Исходя из опыта работы проходческого комплекса
ПК-8М его месячная производительность составляет 13,6 тыс. тонн/мес.
Определим годовую производительность проходческого
комплекса ПК-8М QПК-8, тыс.тонн/год, по формуле
, [2 (c. 120)]
где 
- месячная производительность
проходческого комплекса ПК-8М:
пк-8=13.6*320/30=145 тыс.тон/год
Объем подготовительных работ,
необходимых для подготовки 4 панелей составит:
=4Qпр=4*(2750*(8*8.03+3*12.53)*2.11=2363474.3
т
Определим количество проходческих
комплексов, необходимых для подготовки четырёх панелей:
[2 (c. 121)]
Ориентировочно принимаем 10
проходческих комплексов ПК-8МА.
При выбранном количестве
подготовительных комплексов годовая производительность по ним составит:
При выбранном количестве очистных и
подготовительных комплексов годовая производительность по ним составит:
Выбранное число очистных и
подготовительных комплексов обеспечивает необходимый годовой объем добычи.
3.8 Расчет качества руды
Схема расчета качества руды с панели
при валовой и селективной выемке сильвинита комбайном ЕВ-200/230 ЛН и СЛ-500С и
проходке главных направлений и подготовке столба комбайном ПК-8М приведена
ниже:
Средневзвешенное содержание по
выработке KClвыр, %, определяем по формуле:
, [2 (c. 160)]
где KCli - содержание полезного
компонента в i-м слое, %;- площадь сечения i-го слоя, м2;выр - площадь сечения
выработки, м2.
Средневзвешенное содержание по
выработке Н.О.выр, %, определяем по формуле
, [2 (c. 160)]
где Н.О.i - содержание нерастворимого
остатка в i-м слое, %;- площадь сечения i-го слоя, м2;выр - площадь сечения
выработки, м2.
Объем руды при подготовке панели 
, м3,
составит:
, [2 (c. 162)]
где Lгл.шт. - длина штреков главного
направления, м;- число выработок j-го вида;
- i-я площадь сечения по руде j-й
выработки, м2.
|
Для
штрека № 1 верхней лавы
|
|
|
|
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
8,03
|
4,5
|
S
12,53
|
Содержание
|
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
|
IV-V
|
0,36
|
6,8
|
23,5
|
0,36
|
0,48
|
0,54
|
1,02
|
19,3
|
10,1
|
|
|
IV
|
1,14
|
36,6
|
8,3
|
1,5
|
3,05
|
1,71
|
4,76
|
|
|
|
|
III-IV
|
1,25
|
2,9
|
10,4
|
2,75
|
3,75
|
1,88
|
5,63
|
|
|
|
|
III
|
0,25
|
39,8
|
4,1
|
3
|
0,75
|
0,38
|
1,12
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Штрек
№ 1 верхней лавы
|
|
|
Наименования
слоя
|
S
|
Длина
панели, м
|
Объёмы
по сечениям, м2
|
Объёмы
руды, м2
|
Объёмы
пустой породы,м2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
IV-V
|
1,02
|
2750
|
2805
|
18274
|
16183,8
|
|
|
IV
|
4,76
|
|
13090
|
|
|
|
|
III-IV
|
5,63
|
|
15469
|
|
|
|
|
III
|
1,12
|
|
3094
|
|
|
|
|
12,53
|
Итого:
|
34458
|
|
|
|
|
Для
штреков №2 и 4 верхней лавы
|
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
8,03
|
Содержание
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
IV-V
|
0,36
|
6,8
|
23,5
|
0,36
|
0,48
|
20,7
|
9,8
|
|
IV
|
1,14
|
36,6
|
8,3
|
1,5
|
3,05
|
|
|
|
III-IV
|
1,25
|
2,9
|
10,4
|
2,75
|
3,75
|
|
|
|
III
|
0,25
|
39,8
|
4,1
|
3
|
0,75
|
|
|
|
Штреки
№ 2 и 4 верхней лавы
|
|
|
Наименования
слоя
|
S
|
Длина
панели, м
|
Объёмы
по сечениям, м2
|
Объёмы
руды, м2
|
Объёмы
пустой породы,м2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
IV-V
|
0,48
|
2750
|
1320
|
11632,5
|
10450
|
|
|
IV
|
3,05
|
|
8387,5
|
|
|
|
|
III-IV
|
3,75
|
|
10312,5
|
|
|
|
|
III
|
0,75
|
|
2062,5
|
|
|
|
|
|
Итого:
|
22082,5
|
|
|
|
|
Для
штрека № 3 верхней лавы
|
|
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
|
Содержание
|
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
|
VI
|
0,26
|
49,2
|
20,1
|
0,26
|
0,29
|
28,1
|
14,6
|
|
|
V-VI
|
0,72
|
12,7
|
29,9
|
0,98
|
0,77
|
|
|
|
|
V
|
0,18
|
51,8
|
8,5
|
1,16
|
0,45
|
|
|
|
|
IV-V
|
0,7
|
6,8
|
23,5
|
1,86
|
2,02
|
|
|
|
|
IV-V
|
1,14
|
36,6
|
8,3
|
3
|
4,50
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Штрека
№ 3 верхней лавы
|
|
|
Наименования
слоя
|
S
|
Длина
панели, м
|
Объёмы
по сечениям, м2
|
Объёмы
руды, м2
|
Объёмы
пустой породы,м2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
VI
|
0,29
|
2750
|
797,5
|
14410
|
7672,5
|
|
|
V-VI
|
0,77
|
|
2117,5
|
|
|
|
|
V
|
0,45
|
|
1237,5
|
|
|
|
|
IV-V
|
2,02
|
|
5555
|
|
|
|
|
IV
|
4,50
|
|
12375
|
|
|
|
|
|
|
Итого:
|
22083
|
|
|
|
|
Для
штреков № 1 и 2 нижней лавы
|
|
|
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
8,03
|
S
4,5
|
S
12,53
|
Привязка
|
Содержание
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
3
|
0,84
|
39,8
|
4,1
|
0,59
|
0,97
|
0,89
|
1,86
|
0,25
|
22,3
|
4,4
|
|
2
̶ 3
|
0,65
|
7,6
|
6,8
|
1,24
|
1,78
|
0,98
|
2,76
|
|
|
|
|
2
|
0,62
|
51,2
|
2,4
|
1,86
|
1,86
|
0,93
|
2,79
|
|
|
|
|
1
̶ 2
|
0,64
|
4,3
|
5,4
|
2,5
|
1,92
|
0,96
|
2,88
|
|
|
|
|
1
|
0,24
|
38
|
1,6
|
2,74
|
0,39
|
0,36
|
0,75
|
|
|
|
|
кам.соль
|
0,26
|
3,4
|
3
|
1,11
|
0,39
|
1,50
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Штреков
№ 1 и 2 нижней лавы
|
|
Наименования
слоя
|
S
|
Длина
панели, м
|
Объёмы
по сечениям, м2
|
Объёмы
руды, м2
|
Объёмы
пустой породы,м2
|
|
|
|
|
|
|
|
3
|
1,86
|
2750
|
5101,3
|
14836,3
|
19621,3
|
|
2
̶ 3
|
2,76
|
|
7576,3
|
|
|
|
2
|
2,79
|
|
7672,5
|
|
|
|
1
̶ 2
|
2,88
|
|
7920
|
|
|
|
1
|
0,75
|
|
2062,5
|
|
|
|
кам.соль
|
1,50
|
|
4125
|
|
|
|
12,53
|
Итого:
|
34458
|
|
|
|
Для
штреков №3 и 4 нижней лавы
|
|
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
8,03
|
Привязка
|
Содержание
|
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
|
3
|
0,84
|
39,8
|
4,1
|
0,59
|
0,97
|
0,25
|
21,4
|
4,4
|
|
|
2
̶ 3
|
0,65
|
7,6
|
6,8
|
1,24
|
1,78
|
|
|
|
|
|
2
|
0,62
|
51,2
|
2,4
|
1,86
|
1,86
|
|
|
|
|
|
1
̶ 2
|
0,64
|
4,3
|
5,4
|
2,5
|
1,92
|
|
|
|
|
|
1
|
0,24
|
38
|
1,6
|
2,74
|
0,39
|
|
|
|
|
|
кам.соль
|
0,26
|
1
|
3,4
|
3
|
1,11
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Штреков
№ 3 и 4 нижней лавы
|
|
Наименования
слоя
|
S
|
Длина
панели, м
|
Объёмы
по сечениям, м2
|
Объёмы
руды, м2
|
Объёмы
пустой породы,м2
|
|
|
|
|
|
|
|
3
|
0,97
|
2750
|
2667,5
|
8855
|
13227,5
|
|
2
̶ 3
|
1,78
|
|
4895
|
|
|
|
2
|
1,86
|
|
5115
|
|
|
|
1
̶ 2
|
1,92
|
|
5280
|
|
|
|
1
|
0,39
|
|
1072,5
|
|
|
|
кам.соль
|
1,11
|
|
3052,5
|
|
|
|
|
Итого:
|
22082,5
|
|
|
|
Верхняя
лава
|
|
в.слой.
|
m
|
Lлавы
|
Lстолба
|
KCl
|
Н.О.
|
|
4
|
1,14
|
300
|
2750
|
36,6
|
8,3
|
|
Нижняя
лава
|
|
в.слой.
|
m
|
Lлавы
|
Lстолба
|
KCl
|
Н.О.
|
KCl
|
Н.О.
|
|
3
|
0,84
|
250
|
2750
|
39,8
|
4,1
|
44,64
|
3,38
|
|
2
̶ 3
|
0,65
|
|
|
7,6
|
6,8
|
|
|
|
2
|
0,62
|
|
|
51,2
|
2,4
|
|
|
Выработки главного направления:
|
Наименования
слоя
|
Мощность,
м
|
Содержание,
%
|
L
|
S
(8,03)
|
Привязка
|
Содержание
|
|
|
KCL
|
НО
|
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
4
|
0,2
|
39,8
|
4,1
|
0,2
|
0,21
|
0.2
|
22,0
|
4,9
|
|
3
̶ 4
|
1,25
|
7,6
|
6,8
|
1,45
|
3,17
|
|
|
|
|
3
|
0,84
|
51,2
|
2,4
|
2,29
|
2,52
|
|
|
|
|
2
̶ 3
|
0,65
|
4,3
|
5,4
|
2,94
|
1,95
|
|
|
|
|
2
|
0,06
|
38
|
1,6
|
3
|
0,18
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
№
поз.
|
Наименование
выработок
|
Пл.
сечений выраб.
|
V
руды, м3
|
V
п.п,м3
|
V
общ,м3
|
KCl,%
|
H.O,%
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
2
|
Транспортный
штрек (верх)
|
8,03
|
11633
|
10450
|
22083
|
20,7
|
9,8
|
|
3
|
Вентиляционный
штрек(верх)
|
8,03
|
14410
|
7673
|
22083
|
28,1
|
14,6
|
|
1
|
Конвейерный
штрек (верх)
|
12,53
|
18274
|
16184
|
34458
|
19,3
|
10,1
|
|
4
|
Разгр.
Выработка (верх)*2
|
8,03
|
23265
|
20900
|
44165
|
20,7
|
9,8
|
|
4
|
Разгр.
Выработка (низ)*2
|
8,03
|
17710
|
26455
|
44165
|
21,4
|
4,4
|
|
2
|
Транспортный
штрек (низ)
|
12,53
|
14836
|
26455
|
41291
|
22,3
|
4,4
|
|
3
|
Вентиляционный
штрек (низ)*2
|
8,03
|
17710
|
26455
|
44165
|
21,4
|
4,4
|
|
1
|
Конвейерный
штрек (низ)
|
12,53
|
14836
|
19621
|
34458
|
22,3
|
4,4
|
|
Итого
(подгот.выработки)
|
132674
|
154193
|
286866
|
21,7
|
7,1
|
|
Лава
|
1881550
|
446875
|
2328425
|
33,0
|
5,9
|
|
Панель
|
2014224
|
601068
|
2615291
|
31,8
|
6,0
|
Рис. 3.1
3.9 Организация работ в лаве
Очистной комплекс обслуживает бригада в составе
16 человек. Режим работы бригады 4-х сменный, три смены добычные и одна
ремонтная смена. Продолжительность смены - 6,0 часов. В каждую смену работает
звено в составе 4 человек: 2 машиниста горновыемочных машин (МГВМ) VI разряда и
2 горнорабочих очистного забоя (ГРОЗ)V разряда (производят передвижку: крепи,
забойного скребкового конвейера, штрекового скребкового конвейера, выполняют концевые
операции на штреках и помогают машинисту при осмотре комбайна). Время работы
комплекса по добыче составляет 18,0 часов в сутки, профилактическое
обслуживание оборудования 6,0 часов.
В ремонтную смену выполняются работы по
профилактике комбайнов, насосных станций, крепи, электрооборудования, а также
по обслуживанию промежуточных конвейеров.
3.10 Монтаж, демонтаж оборудования
комплекса
Монтаж и зарубка лавы
Монтаж оборудования комплекса должен начинаться
после комиссионной приемки выработок под монтаж и оформления соответствующего
акта.
Доставка оборудования и материалов на участок к
месту монтажа может производиться всеми видами самоходного транспорта с учетом
грузоподъемности транспорта и доставляемого оборудования.
Монтаж оборудования выполняется в следующей
последовательности:
монтаж става забойного конвейера;
монтаж комбайнов;
монтаж штрековых конвейеров;
монтаж энергопоезда;
монтаж забойной и приштрековой крепи;
монтаж эстакад;
монтаж приводных головок забойного конвейера на
бортовых штреках;
монтаж секций крепи сопряжения.
Порядок и последовательность монтажа комплекса
может быть принята иным в зависимости от конкретных условий и с учетом, что
ранее смонтированное оборудование не будет мешать доставке и монтажу
последующего.
Монтаж комбайнов производится на сопряжении с
вентиляционным штреком. Комбайны доставляются разобранными на минимальное число
узлов для удобства транспортировки или в сборе на колесной платформе.
Забойная крепь завозится на монтажный штрек и
устанавливается перпендикулярно линии забойного конвейера.
Энергопоезд монтируется согласно схемы
расположения электрооборудования энергопоезда и энергоснабжения.
После окончания монтажа производится наладка и
регулировка всего оборудования.
Зарубка лавы производится после приёмки её
комиссией. Акт на приемку лавы утверждается главным инженером рудоуправления.
После окончания монтажа оборудования, перед
зарубкой лавы, забойная крепь и конвейер устанавливаются в положение
максимально приближенное к забою.
Выемка полос и задвижка крепи в лаве начинается
от транспортного штрека к конвейерному. Зарубка может также производиться и от
конвейерного штрека к транспортному, что уточняется паспортом.
Для уменьшения длины обнаженной породной консоли
по длине лавы технологией зарубки предусмотрена выемка полос "косыми
заездами".
Демонтаж оборудования комплекса
После окончания очистной выемки лава обследуется
комиссией с оформлением акта о готовности лавы к демонтажу.
Демонтаж оборудования из лавы должен быть
произведен в срок не более двух месяцев после окончания отработки.
До начала демонтажных работ подводящие к лаве
выработки должны быть осмотрены и приведены в безопасное состояние:
обезопашены и закреплены винтовыми штангами или
деревянными стойками для обеспечения безопасного состояния выработок на все
время демонтажных работ;
по борту лавы у транспортного, вентиляционного и
конвейерного штрека, а также между секциями крепи (примерно на уровне стоек
гидрокрепи) устанавливаются деревянные стойки. В местах, где расстояние между
секциями меньше 0,18м, деревянные стойки устанавливаются после разворота крепи.
Вывоз демонтируемого оборудования может
производиться всеми видами самоходного транспорта с учетом грузоподъемности
транспорта и веса доставляемого оборудования.
Для освещения рабочего места в районе демонтируемых
секций забойной крепи прокладывается временная линия освещения, от которой
запитывается светильник и подвешивается на секцию крепи. По мере вытягивания
секций забойной крепи светильник переносится и устанавливается в месте
нахождения рабочих (на секции ”комплекта прикрытия” или на секции забойной
крепи перед демонтируемой секцией).
Демонтаж лавы осуществляется в следующей
последовательности:
демонтаж приводов забойного конвейера;
демонтаж комбайнов (производится у бортового
штрека лавы - у КШЛ). Комбайны демонтируются на узлы, удобные для
транспортировки и вывозятся самоходным транспортом;
демонтаж става забойного конвейера;
демонтаж секций забойной крепи;
демонтаж бортовых конвейеров и энергопоездов,
кроме маслостанции на КШЛ;
демонтаж передних комплектов крепей сопряжений
на КШЛ и ТШЛ;
демонтаж эстакад.
При демонтаже оборудования рабочие, занятые
демонтажом, должны находиться в безопасном месте, исключающем их травмирование.
Работающие в лаве при демонтаже забойной крепи при вытягивании демонтируемой
секции должны находиться под защитой ”комплекта прикрытия”.
Подземный транспорт
Транспортировка горной массы. Выбор конвейера
Разработка калийных месторождений обуславливает
большие объемы горно-подготовительных работ, нарезных и очистных работ с большим
грузопотоком. В связи с высокой производительностью, которую необходимо
обеспечить согласно заданию, принимаем конвейерный транспорт как транспорт по
горизонту. Его производительность не зависит от длины транспортировки, что
существенно при длине шахтного поля до 6 км. На выбор транспорта оказывает
влияние применение механизированных комплексов в лавах, ведущих непрерывную
отбойку руды. Это дает возможность автоматизировать транспорт и осуществить
циклично-поточную технологию добычи руды. Преимуществом также является низкая
энергоемкость и трудоемкость обслуживания, достаточная надежность, бесшумность
и безопасность работы по сравнению с локомотивным транспортом. Определяющим
фактором в выборе схемы транспорта является особенность вскрытия и системы разработки.
В таблице 3.14 приведен перечень транспортного
оборудования, принятого для выдачи руды с панели главного северного направления
до ствола №1.
Таблица 3.14 - Транспортное оборудование по
доставке руды
|
Тип
конвейера
|
|
забойный
|
Штрековый
скребковый
|
панельный
|
магистральный
|
|
EKF-3Е72V
|
СПШ-1-10
|
КЛ-600
|
2ЛТ-100
|
Требуемую эксплуатационную производительность
панельного конвейера вычислим по формуле:
[2 (c. 326)]
- число рабочих дней по добыче в
году, 
;
- продолжительность добычных смен в
сутки, 
;
- время, затрачиваемое в сутки на
подготовку забоев к работе, 
;
- коэффициент машинного времени.
Для отрабатываемой панели:
;
>449,6т/час.
Для подготавливаемой панели, при
работе трёх комбайнов ПК-8МА:
;
>114,3т/час.
Расчет показал, что КЛ-600 сможет обеспечить
подачу руды на магистральный конвейер как с отрабатываемой, так и с
подготавливаемой панели.
Эксплуатационная производительность
магистрального конвейера
где 
- суммарный грузопоток из панелей
на конвейер:
На главном направлении принимаем
конвейер 2ЛТ-100, максимальная эксплуатационная производительность которого
составляет 2500т/ч.
Все ленточные конвейера, а также штрековые
скребковые конвейера лав автоматизированы с помощью аппаратуры БИСУК-1 и
управляются оператором с поверхности с пульта ПГДМ-1С.
Транспорт руды из забоя
осуществляется следующим образом: руда по забойному скребковому конвейеру
EKF-3E 72V движется на конвейерный штрек лавы, где по штрековому скребковому
конвейеру СПШ-1-10 поступает на ленточный конвейер КЛ-600 конвейерного штрека
панели. Затем отгрузка осуществляется на магистральные конвейера 2ЛТ-100. С
магистральных конвейеров руда подается в приемный бункер ствола и скипами
выдается на поверхность.
Доставка людей и грузов на горизонте
Для доставки людей к месту работы
используются машины германской фирмы “Паус” типа “Минка-26”. Для дежурства на
горизонтах на участках ПВРКТ, РМУ, ПУАПП и для оказания скорой медицинской
помощи используются автомашины типа “Мини-минка”. Для доставки материалов и
оборудования используются трактора различных марок. Доставка тяжелого
оборудования на панели и лавы осуществляется гусеничными тракторами типа
ТДТ-40, ДТ-55. Достака материалов крепления, ГСМ, эмульсии, запасных частей
производится тракторами и другими видами транспорта. Для зачистки выработок
используются бульдозеры.
Наличие самоходного оборудования с
двигателями внутреннего сгорания.
Таблица 3.15 - Подземный автотранспорт
|
№
|
Наименование
оборудования
|
Наличие
(шт.)
|
|
Автомобиль
Минка-26
|
10
|
|
Трактор
Беларусь-572
|
10
|
|
Прицеп
тракторный 1ПТС-2,5
|
2
|
|
Бульдозер
ДТ-75
|
3
|
|
Автопогрузчик
Амкодор-451.1
|
2
|
|
Автомобиль
пожарный АЦ-30-53А
|
1
|
|
Погрузочно-доставочная
машина ПГТ-10
|
2
|
|
Автомобиль
ММП-353 (скорая помощь)
|
1
|
|
Автозаправщик
ВТ-30СШ-6
|
1
|
|
Машина
шахтная МТ-353-М2
|
4
|
|
Автомашина
«Миди-минка»
|
3
|
Рудничный подъем
Грузоподъемность подъемных сосудов определяется
по формуле:
где К - коэффициент неравномерности работы
подъема, К = 1,25;- пауза между подъемами, t2 = 20 с;
Т - число часов работы подъемов в сутки, Т = 19
ч;- число рабочих дней в году, N = 320;
продолжительность
движения подъемных сосудов по стволу за один подъем, с:
[9 (c. 25)]
Здесь 
-
скорость движения подъемных сосудов (устанавливается проектом), м/c.
Ориентировочно =14
м/c. Тогда
С целью возможного увеличения производительности
рудника, ствол оборудуем двумя скиповыми многоканатными подъемными установками
типа ЦШ 5×8 и МК 5×4
со
скипами СМ - 35 и СМ - 19, грузоподъемностью 42 т и 22т.
Исходя из размеров скипа и согласуя с правилами
технической безопасности зазоры между смежными скипами, а также зазоры между
скипами и крепью (см. стр.139[2]) принимаем сечение ствола 7 м.
Проверим диаметр ствола по фактору
проветривания:
, [5 (c.16)]
где 
- суточная мощность шахты (=7500000/320=23437.5
тонн);
- относительнаягазообильность
предприятия по метану
;
- коэффициент запаса, 
;
- допустимая скорость движения
воздуха по стволу, 
7м>3.8м - что удовлетворяет норме.
Окончательно принимаем сечение ствола 7м.
3.12 Проветривание
Общие положения
Проветривание выработок осуществляется за счёт
общешахтной депрессии, при помощи непрерывно действующего вентилятора главного
проветривания.
Вентиляторная установка главного проветривания
располагается на поверхности у вентиляционного ствола №2 и соединена с ним
вентиляционными каналами. У каждого ствола установлено по два вентилятора, один
из которых является резервным. Регулирование режима работы - плавное изменение
скоростей вращения приводных электродвигателей.
Схема проветривания рудника - центральная. Режим
работы главной вентиляторной установки - всасывающий. Свежий воздух на Третий
горизонт поступает по стволу №1. Проходя по главным транспортным и конвейерному
штрекам воздух распределяется по панельным транспортным и конвейерным штрекам и
достигает забоя. Отработанный воздух удаляется по панельным вентиляционным
штрекам, затем по главным вентиляционным штрекам доходит до ствола 2 через
который выдаётся на поверхность. Путь движения исходящей струи является
запасным выходом из лавы в случае реверса главного вентилятора. Тупиковые забои
проветриваются вентиляторами местного проветривания, которые устанавливаются в
соответствии с проектами производства работ.
Расчет количества воздуха производится по
следующим факторам:
взрывоопасные и природные ядовитые газы;
температура воздуха;
минимальная допустимая скорость;
пыль;
наибольшее количество людей в смене.
.12.2 Расчет количества воздуха необходимого для
проветривания призабойного пространства подготовительных выработок
Согласно [2] количество воздуха, необходимое для
проветривания призабойного пространства по факторам «взрывоопасные газы» и
«природные ядовитые газы» (окислы азота, оксид углерода и сероводород),
определяется по формуле:
, м3/мин, [5 (c. 32)]
- газоносность пласта по
соответствующему газу, для метана, g=0,2 м3/м3 [5];
Кн - коэффициент неравномерности
газоносности по соответствующему газу, по метану Кн =1,72 [5];
Кg - коэффициент дегазации отбитой
горной массы, Кд= 0,9 [5];- удельный вес руды в массиве, j=2,11т/м3;-
производительность комбайна, для комбайна ПК-8МА - J=4,5 т/мин [5];
С - предельно допустимая концентрация
соответствующего, для метана С=0,5% [5];
С0 - концентрация соответствующих
газов в рудничном воздухе, поступающем к забою, %.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по фактору
«температура воздуха»:
, м3/мин,
Где 60 - переводной коэффициент кВт
установленной мощности в кДж/мин;ЭЛ - суммарная установленная мощность
электродвигателей, равная для комбайна ПК-8МА 380 кВт [5];
η - средневзвешенный КПД
оборудования, η=0,92
[5];
Т - температура поступающего в
выработку воздуха, Т=190С [5];
СV - объемная теплоемкость воздуха,
кДж/(м3х0К), равная 1,3 кДж/(м3х0К) [5];
К3 - средний коэффициент загрузки
электродвигателей, принимаем 0,5 [5];Т - коэффициент, учитывающий вынос тепла
из забоя, KТ=0,9 [5];
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «минимальная допустимая скорость»:
, м3/мин, [5 (c. 44)]
где S - площадь сечения выработки,
для ПК-8МА S=8,03м2 [5];- минимальная допустимая скорость движения струи
воздуха, для выработок, проводимых проходческими комбайнами равна 0,15 м/с.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «наибольшее количество людей в смене»:
, м3/мин,
где gч - норма воздуха на одного
человека, gч=6м3/мин [5];л - максимальное число людей в смене, Nл=3.
м3/мин.
Количество воздуха для проветривания
призабойного пространства подготовительных выработок принимаем по факторам
«взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» 
м3/мин.
Выбор вентилятора местного
проветривания
Аэродинамическое сопротивление
трубопровода, на котором работает ВМП, определяется по формуле:
, киломюрг [5 (c. 46)]
где Re - линейное аэродинамическое
сопротивление гибкого трубопровода, для гибкого трубопровода из прорезиненной
ткани типа М диаметром d=600мм и длиной ≈400м Re=13киломюрг [5];- местное
аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, Rm=5,0киломюрг [2,
прил.15, табл.2];
Кнт - коэффициент натяжения гибкого
трубопровода, Кнт=0,6.
киломюрг.
Требуемая производительность ВМП определяется по
формуле:
, м3/мин,
где Qк - количество воздуха
необходимое для проветривания одной выработки, где работает один комбайн
ПК-8МА, Qк=Q2=188,1м3/мин;
К - коэффициент, принимаемый равным
0,7.
м3/мин = 2,4 м3/с.
Требуемая депрессия ВМП определяется
по формуле:
, кгс/м2,
кгс/м2.
В соответствии с рассчитанными
параметрами выбираем вентилятор ВМ-6 [5]. Техническая характеристика
вентилятора ВМ-6 приведена в таблице 3.16.
Таблица 3.16
|
Технические
характеристики
|
Величина
|
|
Частота
вращения, об/мин
|
2940
|
|
Производительность
вентилятора, м3/с
|
2,3-8,0
|
|
Максимальный
КПД агрегата
|
0,6
|
|
Давление,
Па
|
800-3400
|
|
Мощность
приводного электродвигателя, кВт
|
24
|
|
Габариты,
мм длина ширина высота
|
1050
730 750
|
|
Масса
агрегата, кг
|
350
|
Расчет количества воздуха необходимого для
проветривания призабойного пространства нижней лавы
Согласно [5] количество воздуха, необходимое для
проветривания призабойного пространства по факторам «взрывоопасные газы» и
«природные ядовитые газы» (окислы азота, оксид углерода и сероводород),
определяется по формуле:
, м3/мин, [5 (c. 24)]
- газоносность пласта по
соответствующему газу, для метана, g=0,2 м3/м3 [5];
Кн - коэффициент неравномерности
газоносности по соответствующему газу, по метану Кн =1,72 [5];
Кg - коэффициент дегазации отбитой
горной массы, Кд= 0,9 [5];- удельный вес руды в массиве, j=2,11т/м3;-
производительность комбайна, для комплекса SL-500S 
,т/мин
Где m - вынимаемая мощность пласта,
равная 2,07 м;
В - ширина захвата, равная 0,8 м;П -
скорость подачи комбайна, принимаем 2 м/мин [5];
,т/мин
С - предельно допустимая
концентрация соответствующего, для метана С=0,5% [1];
С0 - концентрация соответствующих
газов в рудничном воздухе, поступающем к забою, %.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «температура воздуха»:
, м3/мин,
Где 60 - переводной коэффициент кВт
установленной мощности в кДж/мин;ЭЛ - суммарная установленная мощность
электродвигателей, равная для комбайнов SL-500S и ESA 150 740+151=891 кВт [5];
η - средневзвешенный КПД
оборудования, η=0,91
[5];
Т - температура поступающего в
выработку воздуха, Т=190С [5];
СV - объемная теплоемкость воздуха,
кДж/(м3х0К), равная 1,3 кДж/(м3х0К) [5];
К3 - средний коэффициент загрузки
электродвигателей, принимаем 0,5 [5];Т - коэффициент, учитывающий вынос тепла
из забоя, KТ=0,9 [5];
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «минимальная допустимая скорость»:
, м3/мин,
где S - площадь сечения призабойного
пространства лавы, для лавы
S=Sпр - Sм, м2; S = 14,49 - 4,0 = 10,49 м2;
Где Sпр - площадь сечения призабойного
пространства, равная 7х2,07=14,49 м2;м - Миделево сечение механизированной
крепи и забойного конвейера м2, для БС-2,1П Sм =3,6 м2; для КС-300 Sм =0,4 м2,
итого Sм =4,0 м2 [5];- минимальная допустимая скорость движения струи воздуха,
для лавы равная 0,5 м/с.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «наибольшее количество людей в смене»:
, м3/мин,
где gч - норма воздуха на одного
человека, gч=6м3/мин [5];л - максимальное число людей в смене, Nл=4.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «пыль» определяется по формуле:
, м3/мин,
Где VП - эффективная скорость по
выносу пыли, для лавы равная 0,5 м/с;- площадь сечения призабойного
пространства лавы, для лавы
=Sпр - Sм, м2; S = 14,49 - 4,0 =
10,49 м2;
Где Sпр - площадь сечения
призабойного пространства, равная 7х2,07=14,49 м2;м - Миделево сечение
механизированной крепи и забойного конвейера м2, для БС-2,1П Sм =3,6 м2; для
КС-300 Sм =0,4 м2, итого Sм =4,0 м2 [5];- минимальная допустимая скорость
движения струи воздуха, для лавы равная 0,5 м/с.
м3/мин.
Количество воздуха для проветривания
призабойного пространства нижней лавы принимаем по максимальному фактору «пыль»
м3/мин.
Расчет количества воздуха
необходимого для проветривания призабойного пространства верхней лавы
Согласно [5] количество воздуха,
необходимое для проветривания призабойного пространства по факторам
«взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» (окислы азота, оксид углерода
и сероводород), определяется по формуле:
, м3/мин, [5 (c. 24)]
- газоносность пласта по
соответствующему газу, для метана, g=0,2 м3/м3 [5];
Кн - коэффициент неравномерности
газоносности по соответствующему газу, по метану Кн =1,72 [5];
Кg - коэффициент дегазации отбитой
горной массы, Кд= 0,9 [5];- удельный вес руды в массиве, j=2,11т/м3;-
производительность комбайна, для комплекса ЭВ-200/230ЛН ,т/мин
Где m - вынимаемая мощность пласта,
равная 1,12 м;
В - ширина захвата, равная 0,8 м;П -
скорость подачи комбайна, принимаем 2 м/мин [5];
,т/мин
С - предельно допустимая
концентрация соответствующего, для метана С=0,5% [5];
С0 - концентрация соответствующих
газов в рудничном воздухе, поступающем к забою, %.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «температура воздуха»:
, м3/мин,
Где 60 - переводной коэффициент кВт
установленной мощности в кДж/мин;ЭЛ - суммарная установленная мощность
электродвигателей, равная для комбайнов ЭВ-200/230ЛН (230х2=460) кВт [5];
η - средневзвешенный КПД
оборудования, η=0,89
[5];
Т - температура поступающего в
выработку воздуха, Т=190С [5];
СV - объемная теплоемкость воздуха,
кДж/(м3х0К), равная 1,3 кДж/(м3х0К) [2];
К3 - средний коэффициент загрузки
электродвигателей, принимаем 0,5 [2, приложение 1];Т - коэффициент, учитывающий
вынос тепла из забоя, KТ=0,9 [5];
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по фактору
«минимальная допустимая скорость»:
, м3/мин, [5 (c. 25)]
где S - площадь сечения призабойного
пространства лавы, для лавы
=Sпр - Sм, м2; S = 7,84 - 1,5 = 6,34
м2;
Где Sпр - площадь сечения
призабойного пространства, равная 7х1,12=7,84 м2;м - Миделево сечение
механизированной крепи и забойного конвейера м2, для Фазос 09/15,5 - Sм =0,9
м2; для ЕКФ-3 - Sм =0,6 м2, итого Sм =1,5 м2 [5];- минимальная допустимая
скорость движения струи воздуха, для лавы равная 0,5 м/с.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по фактору
«наибольшее количество людей в смене»:
, м3/мин,
где gч - норма воздуха на одного
человека, gч=6м3/мин [5];л - максимальное число людей в смене, Nл=4.
м3/мин.
Необходимое количество воздуха по
фактору «пыль» определяется по формуле:
, м3/мин,
Где VП - эффективная скорость по
выносу пыли, для лавы равная 0,5 м/с;- площадь сечения призабойного
пространства лавы, для лавы
=Sпр - Sм, м2; S = 7,84 - 1,5 = 6,34
м2;
Где Sпр - площадь сечения
призабойного пространства, равная 7х1,12=7,84 м2;м - Миделево сечение
механизированной крепи и забойного конвейера м2, для Фазос 09/15,5 - Sм =0,9 м2;
для ЕКФ-3 - Sм =0,6 м2, итого Sм =1,5 м2 [5];- минимальная допустимая скорость
движения струи воздуха, для лавы равная 0,5 м/с.
м3/мин.
Количество воздуха для проветривания
призабойного пространства верхней лавы принимаем по максимальному фактору
«пыль» 
м3/мин.
Расчет количества воздуха,
необходимого для проветривания панели
Расчет количества воздуха,
необходимого для проветривания панели, с учетом утечек воздуха через
вентиляционные сооружения в панели выполняется по формуле:
Где 
- суммарное количество воздуха
необходимое для подачи во все лавы панели, м3/мин;
- количество утечек воздуха в панели
через вентиляционные сооружения, м3/мин. Принимаются по формуле:
Где 
- суммарные утечки воздуха через
вентиляционные сооружения в пределах панели, для солебетонной перемычки с
одностворчатыми дверям принимаем 10 м3/мин [5];- число вентиляционных
сооружений в панели, примерно 20 штук;
Количество воздуха, проходящее по выработкам, в
которых предусмотрено использование самоходного транспорта (машин) с ДВС
рассчитаем по формуле:
Где q - расход воздуха, приходящейся
на 1 л.с. номинальной мощности двигателя, обеспечивающей снижение концентрации
вредных продуктов выхлопа (q = 3 м3/мин, 1л.с. = 0,76 кВт)
- суммарная номинальная мощность
одновременно работающих в выработке машин с ДВС, для машин Минка-26 и МТЗ-80
принимаем 129 кВт [5];
Код - коэффициент одновременности
работы машин с ДВС, при работе двух машин равен 0,9.
Тогда, количество воздуха
необходимого для проветривания панели составит:
Расчет количества воздуха,
необходимого для проветривания главного направления рудника
Расчет количества воздуха,
необходимого для проветривания главного направления (крыла) рудника, с учетом
внутренних утечек, выполняется по формуле:
Где Qрз - количество воздуха,
необходимое для проветривания рабочей зоны тупиковой выработки, находящихся за
пределами панелей, м3/мин;число панелей на главном направлении;- число
подготовительных выработок, проветриваемых за пределами панелей;углн -
суммарное количество утечек воздуха через вентиляционные сооружения на главном
направлении, принимаем по аналогии с III-м горизонтом для главного северного
направления в размере 971 м3/мин;
Тогда количества воздуха,
необходимого для проветривания главного направления (крыла) рудника, составит:
Расчет количества воздуха,
необходимого для проветривания камер служебного назначения
Для горизонта количество воздуха,
необходимого для проветривания КСН определяется суммированием потребности
складов ВМ и ГСМ, гаража, ПЭММ:
Количество воздуха, необходимого для
проветривания КСН принимаем по аналогии с III-м горизонтом 1 РУ (см. табл.)
Таблица 3.17 - Количество воздуха, необходимое
для проветривания КСН
|
Наименование
камер
|
QКСН,
м3/мин
|
|
Склад
ГСМ
|
360
|
|
Склад
ВМ
|
225
|
|
ПЭММ
|
292
|
|
Гараж
|
387
|
|
Итого
(QКСН):
|
1264
|
Расчет количества воздуха, необходимого для
проветривания горизонта рудника
Количество воздуха для проветривания 3 главных
направлений, 4 панелей, 10 подготовительных выработок и околоствольного двора
определяется по формуле:
[5 (c. 36)]
Где Qуод - суммарное количество
утечек воздуха в выработках околоствольного двора горизонта, принимаем по
аналогии с III-м горизонтом 1РУ в размере Qуод=455м3/мин;
Кг - коэффициент, учитывающий
неравномерность распределения воздуха на горизонте, принимаем равным 1,1;
Расчет производительности главной
вентиляторной установки
Производительность ГВУ определяется
с учетом внешних утечек воздуха по формуле:
Где Qр - количество воздуха,
необходимое для проветривания рудника, м3/мин (так как у нас один горизонт, то
для проветривания рудника принимаем количество воздуха, необходимое для
проветривания одного горизонта
);упк - внешние утечки (подсос)
воздуха, принимаем 20 % от Qр, м3/мин
(235 м3/с)
Вышеуказанные расчетные параметры
вентиляции могут быть обеспечены 2-мя центробежными вентиляторами ВЦД-47 «Север»
(один резервный). Техническая характеристика вентилятора главного проветривания
ВЦД-47 "Север" приведена в таблице 3.13.10.1.
Таблица 3.18. - Технические
характеристики вентилятора ВЦД-47 «Север»
|
Параметры
|
Величина
|
Ед.изм
|
|
Диаметр
рабочего колеса
|
4700
|
мм
|
|
Скорость
вращения (регулируемая)
|
250-490
|
об/мин
|
|
Производительность
вентилятора
|
80-715
|
м3/с
|
|
Производительность
в рабочей зоне (при КПД=0.6)
|
90-690
|
м3/с
|
|
Статистическое
давление
|
100-880
|
кг/см2
|
|
Мощность
приводных электродвигателей
|
5100
|
кВт
|
4. СПЕЦЧАСТЬ
.1 Расчет крепи выработок главного
направления
На листе 2 приведен план магистральных
выработок. Выработки главных направлений проводятся двумя группами: в одну
группу входят три штрека - два транспортных и один конвейерный, вторую группу
составляют два вентиляционных штрека.
Размеры целиков принимаются с учетом глубины
заложения выработок и составляют:
между группами выработок - 20м [8];
между выработками в группе - 10м [8].
Выработками главного направления охраняются от
влияния очистных работ целиками, ширина которых составит 200м [8, табл. 4.5].
Для обеспечения устойчивости в кровле штреков
оставляется 20см четвертого сильвинитового слоя.
Исходные данные для расчета устойчивости
выработок главного направления:
геометрические размеры камеры(ширина, высота) -
3х3м;
физико-механические свойства породы:
υ - коэффициент
Пуассона пород кровли, υ=0,3;
предел прочности пород на сжатие
нижнего несущего слоя кровли камеры 
;
усредненное значение предела
прочности пород кровли (в пределах свода возможного обрушения) на сжатие 
.
Эквивалентный пролет рассматриваемой
камеры рассчитывается по формуле:
Определяем эквивалентную мощность
пачки пород, слагающих кровлю, при отсутствии в кровле анкерной крепи:
,
где 
мощность агрегата соляных пород по
геологическому разрезу от контура кровли до первого глинистого прослойка
мощностью более 3мм или же до группы тонких глинистых прослойков,
сосредоточенных в количестве трех и более на 1см разреза кровли; принимаем
равным 14см;
коэффициент слоистости пород (при
наличии в агрегатном слое не более двух тонких (менее 3мм) глинистых прослойков
=0,85; при
трех и более =0,80);
принимаем равным 0,80;
.
Эквивалентная мощность при наличии в
кровле винтовой анкерной крепи определяется по формуле:
,
где: 
коэффициент, учитывающий параметры
анкерной крепи, определяется по табл.4.1[8];
предел прочности на сжатие породы
первого несущего слоя, определяется по табл.2 [8];
усредненная прочность пород в
пределах скрепленной анкерами потолочины, определяется по табл.1 [8];
мощность пород, скрепленных
анкерами;
см
Величина смещения кровли выработки
определяется по формуле:
где: 
скорость смещения кровли выработки в
установившемся периоде деформирования, мм/год; определяется по номограмме
(рис.4.1) [8];
;
;
проектируемый срок службы
выработки, лет;
коэффициент взаимного влияния
выработок; для выработок, расположенных на расстоянии 
коэффициент
определяется
по номограмме (рисунок 4.2) [1]; 
; 
- минимальное расстояние, при
котором отсутствует взаимовлияние между выработками с эквивалентными пролетами 
и 
; 
-
коэффициент, учитывающий глубину заложения выработки и тип кровли (принимается
из таблицы 4.2[8]);
; 
=
; 
1,0;
.
На основании полученных данных
произведем расчет количества анкеров, которые будут установлены в кровле
магистральных выработок. Определим необходимую длину анкеров, для чего
предварительно рассчитываем продольную нагрузку на скрепленную анкерами кровлю:
где: 
- коэффициенты, учитывающие
соответственно влияние очистных работ, способ охраны и взаимное влияние
выработок, К1=1,3; К2=0,6; К3=1,7 [8, табл. 1, 2, 3]; υ - коэффициент
Пуассона, υ=0,3
[8,табл.
1]; γ=2,1
- объёмный
вес породы.
Размерный параметр тп:
где: 
- усредненная прочность слоистых
пород на сжатие, тс/м2,
= 2700тс/м2 [8,табл. 1]; 
Минимальная мощность скрепляемых анкерами пород
в кровле:
где 
- предел прочности на сжатие породы
первого слоя, для сильвинита;
=2710тс/м2,
Принимаем винтовой анкер длиной
900мм.
Расстояние между анкерами в ряду по
длине выработки:
где: 
для выработок главных направлений,
Принимаем расстояние между анкерами
в ряду а=1 м.
Количество рядов анкеров по ширине
выработки
где: b - ширина выработки, b=3м,
На участках капитальных выработок с
большим сроком службы принимаем по одному анкеру через один метр.
Расчет устойчивости вентиляционных
штреков
Так как вентиляционные штреки
находятся вне зоны влияния очистных работ, то конвергенция кровля-почва U, мм,
для этих выработок рассчитывается с помощью зависимости 4.10[8].
=5,0 мм/год [8, табл. 4,9];
[8, рис. 4,4];
К1=1,0 (одиночная выработка);
К2 = 1,0 (стандартная выработка,
пройденная ПК-8МА). h=3,0 м.
Поскольку U больше Uкр в 1,83 раза,
то в соответствии с таблицей 4.11[8], принимаем для охраны вентиляционных
выработок анкерную крепь, разгружающие выработки, либо компенсационные щели.
Расчет устойчивости конвейерного
штрека
Так как конвейерный штрек находятся
вне зоны влияния очистных работ, то конвергенция кровля-почва U, мм, для этих
выработок рассчитывается с помощью зависимости 4.10[8].
=5,0 мм/год [8, табл. 4,9];
[8, рис. 4,4];
К1=1,14 [8, табл. 4,10];
К2 = 1,75 (полуторная выработка,
пройденная ПК-8МА).=3,0 м.
Поскольку U больше Uкр в 3,6 раз, то
в соответствии с таблицей 4.11[8], принимаем для охраны транспортного штрека
лавы анкерную крепь в сочетании с компенсационными щелями, а также разгружающую
выработку в сочетании с компенсационной полостью.
Расчет устойчивости транспортного
штрека
Так как транспортный штрек находятся
вне зоны влияния очистных работ, то конвергенция кровля-почва U, мм, для этих
выработок рассчитывается с помощью зависимости 4.10[8].
=5,0 мм/год [8, табл. 4,9];
[8, рис. 4,4];
К1=1,14 [8, табл. 4,10];
К2 = 1,0 (стандартная выработка,
пройденная ПК-8МА). h=3,0 м.
Поскольку U больше Uкр в 2,1 раза, то в
соответствии с таблицей 4.11[8], принимаем для охраны вентиляционных выработок
компенсационные щели в кровле выработок и при необходимости в почве и боках.
Расчет анкерной крепи для поддержания
транспортного штрека
Минимальная мощность скрепленных анкерами пород
Мmin, м, при наличии в кровле выработки компенсационной щели рассчитывается по
формуле:
где: hщ- глубина компенсационной
щели, м;
- объемный вес пород, т/м3;
- усредненная прочность слоистых
пород на сжатие, тс/м2;
Рх -нагрузка от сил бокового распора
пород на скрепленную анкерами кровлю, тс/м2.
Глубина компенсационной щели hщ, м,
определяется по формуле:
Принимаем глубину щели 0,7 м.
Нагрузка от сил бокового распора на
скрепленную анкерами кровлю Рх, тс/м2, определим по формуле:
где: К1=3,0 [8, табл. 1];
К2=0,5 [8, табл. 2];
К3=1,0 [8, табл. 3];
υ=0,3 [8, табл. 1];
γ=2,1т/м3;
= 2700тс/м2 [8, табл. 1];
,
Расстояние между анкерами в ряду а,
м, по длине выработки определяем по формуле:
где: 
для подготовительных выработок;
Принимаем расстояние между анкерами
в ряду а=2,0 м.
Необходимое количество рядов крепи в
поперечном сечении протяженной выработки, n, при наличии в кровле выработки
компенсационной щели определяется по формуле:
Для стандартных выработок, проходимых комбайном
ПК-8МА, для данной технологической схемы принимаем по одному анкеру через один
метр.
Расчет анкерной крепи для конвейерного штрека
Глубина компенсационной щели:
Принимаем глубину щели 1 м.
Нагрузка от сил бокового распора на
скрепленную анкерами кровлю:
где: К1=3,0 [8, табл. 1];
К2=0,5 [8, табл. 2];
К3=1,07 [8, табл. 3];
υ=0,3 [8, табл. 1];
γ=2,1т/м3;
= 2700тс/м2;
Минимальная мощность скрепленных анкерами
пород:
,
Расстояние между анкерами в ряду по
длине выработки:
Принимаем расстояние между анкерами
в ряду а=2,5 м.
Необходимое количество рядов крепи в
поперечном сечении протяженной выработки:
Таким образом, параметры крепления
конвейерного штрека следующие: длина анкера 1,2 м; расстояние между анкерами,
устанавливаемыми в шахматном порядке, по длине выработки - 2,5 м; число рядов
анкеров в поперечном сечении - 1.
4.2 Охрана подготовительных
выработок панели
Охрана подготовительных выработок
при столбовой системе разработки осуществляется любым из следующих способов: с
помощью целиков различных размеров в зависимости от глубины разработки;
регулированием горного давления в приконтурном массиве путём проведения
охранных (разгружающих) выработок с компенсационной щелью в кровле и с
податливым целиком от охраняемых выработок (2,0-2,5 м), или за счёт нарезки
компенсационных щелей в кровле, почве и бортах охраняемых выработок. При
ухудшении горно-геологических условий охрану подготовительных выработок
осуществляют комбинированием вышеперечисленных способов.
4.3 Расчет устойчивости
подготовительных выработок при столбовой системе разработки
Транспортный штрек, проводимый со стороны
смежного отрабатываемого столба, охраняется целиком 50 м [8, табл.2.1].
Конвергенция «кровля-почва» транспортного штрека
(U) за проектный срок службы рассчитывается по формуле:
, мм,
где V0 - средняя скорость
конвергенции «кровля-почва» за пределами зоны влияния очистных работ, равная
4,2 мм/год, [8, табл.2.5];- срок службы выработки’ - относительная конвергенция
«кровля-почва» выработки в зоне временного опорного давления смежной лавы,
равная 4 мм/м, [8, рис.2.3];’ - относительная конвергенция «кровля-почва»
выработки в зоне остаточного опорного давления смежной лавы, равная 30 мм/м,
[8, рис.2.4];- относительная конвергенция «кровля-почва» со стороны
выработанного пространства смежной лавы в зоне временного опорного давления
собственной лавы, равная 12 мм/м, [8, рис.2.3]; Коп - коэффициент, учитывающий
величину опережения очистных работ в смежных отрабатываемых столбах, равный 0,8
- при величине опережения работ в смежных столбах от 300 до 400 м [8,
табл.2.4]; К1 - коэффициент, учитывающий влияние соседних выработок, для
одиночной выработки равняется 1,0 [8, табл.2.6]; К2 - коэффициент, учитывающий
ширину выработки, определяется из соотношения 
Где bэкв = 4R/3- эквивалетный пролет
стандартной выработки, м;экв.с. - эквивалентный пролет стандартной выработки,
м;
, [8]
- высота выработки, равная 3 м.
, мм;
Так как расчетная величина
конвергенции «кровля-почва» меньше 
(b - ширина выработки), но больше 
, то в
соответствии с [8, табл.1.12] принимаем для охраны транспортного штрека
разгружающую выработку или компенсационную щель в кровле.
Рассмотрим возможность обеспечения
устойчивости вентиляционного штрека лавы без применения способов охраны.
Расчет конвергенции «кровля-почва»
проводим по формуле:
, мм, [8, табл.2.3] (1)
Где U1 - относительная конвергенция
«кровля-почва» выработки со стороны массива в зоне временного опорного давления
собственной лавы, равный 10 мм/м;
Значения остальных величин в формуле
(1) не отличаются от приведенных выше для транспортного штрека лавы.
, мм;
Расчет показывает, что центральный
вентиляционный штрек лавы будет находиться в устойчивом состоянии без
дополнительной охраны, так как его прогнозируемая деформация меньше допустимой
-
Для выбора способа охраны
конвейерного штрека лавы воспользуемся формулой:
Где 
;
;
; h = 3,0 м.
мм
Так как расчетная величина
конвергенции «кровля-почва» меньше 
, но больше 
, то в
соответствии с [8, табл.2.7] принимаем для охраны конвейерного штрека
разгружающую выработку, а в качестве крепления - анкерную крепь.
.3 Проверочный расчет устойчивости
призабойного пространства для крепи типа Фазос 09/15
Расчеты произведены в соответствии с
“Нормативными и методическими документами по ведению горных работ на
Старобинском месторождении калийных солей”.
Максимальная высота крепи должна
удовлетворять условию:
Нмах>mмах (1 - α ∙ LП),
мм
(1-0,015∙3,6)=1958,22 мм
мм>1958,22 мм - условие
выполнено.
Минимальная высота крепи должна удовлетворять
условию:
Нmin<mmin(1 - α ∙
LЗ) - в - t, мм
(1 - 0,015 ∙ 4,5) - 50 - 45 = 1816,6 мм
мм < 1816,6 мм - условие выполнено.
где Нмах= 2670 мм - максимальная конструктивная
высота крепи;
Нmin= 1300 мм - минимальная конструктивная
высота крeпи;мах = 2070 мм - максимальная вынимаемая мощность (при
монтаже, демонтаже и других работах);мin= 2050
мм - минимальная вынимаемая мощность;
α = 0,015 - коэффициент
опускания кровли для условий
Старобинского месторождения;максимальное
расстояние от груди забоя до стойки крепи;
Согласно [8, стр.13 ] для слоев мощностью 1,5 м
и более:
в = 50 мм - запас на разгрузку крепи от
давления;= 45 мм - суммарная толщина породной подушки;
Проверочный расчет установки забойной крепи по
«Временной технологической инструкции» производится по формуле:
ном - суммарное номинальное
сопротивление секции крепи;
БС-21П =800х4=3200кН/м2: 9.8 =
326.5тс/м2К-7 =812.1х4=3248.4кН/м2: 9.8 = 331.5тс/м2
Вз-ширина призабойного пространства
(расстояние от груди забоя до завального конца верхняка крепи),м - берется после
снятия комбайном полосы полезного ископаемого при задвинутых к конвейеру
секциях крепи. Вз= 2.7+2.65= 5.35мтр-требуемое сопротивление секции крепи.
Rтр.=20тс/м2
Шаг установки крепи по забою лавы
составляет 2.0м, что удовлетворяет требованию вышеприведенной инструкции.
Следовательно, забойная крепь обеспечит устойчивость кровли призабойного
пространства в лаве.
.4 Проверочный расчет устойчивости
призабойного пространства для крепи типа Фазос-16/24
В соответствии с «Инструкцией по
применению столбовой системы разработки» 1995г, конструктивная максимальная
высота в лаве должна удовлетворять условию:
Нмах>mмах *(1 - α ∙ LП),
мм
*(1-0,015∙3,6)=1996 мм
мм>1996 мм - условие выполнено.
Минимальная высота крепи должна удовлетворять
условию:
Нmin<mmin(1 - α ∙ LЗ)
- в - t, мм
*(1 - 0,015 ∙ 4,5) - 30 - 35 =
1902 мм
мм < 1902 мм - условие выполнено.
где Нмах= 2750 мм - максимальная конструктивная
высота крепи;
Нmin= 1750 мм - минимальная конструктивная
высота крeпи;мах = 2110 мм - максимальная вынимаемая мощность (при
монтаже, демонтаже и других работах);мin= 2110
мм - минимальная вынимаемая мощность;
α = 0,015 - коэффициент
опускания кровли для условий
Старобинского месторождения;= 4,5 м -
максимальное расстояние от груди забоя до стойки крепи;
(LП = 3,6 м; LЗ = 4,5 м (см.лист № 3));
Согласно [1, стр.13 ] для слоев мощностью до 1,5
м:
в = 30 мм - запас на разгрузку крепи от
давления;= 35 мм - суммарная толщина породной подушки;
Несущая способность qc, кН/м2, механизированной
крепи в лаве должна удовлетворять условию: qc ≥ q,
гдеqс - несущая способность крепи,
кН/м2;удельная нагрузка механизированной крепи от горного давления, кН/м2.
Несущая способность крепи qс, кН/м2,
определяется по формуле
,
где 
- рабочее сопротивление секции, кН;
- ширина призабойного пространства
(расстояние от груди забоя до завального конца верхняка крепи), берется после
снятия комбайном полосы полезного ископаемого при задвинутых к конвейеру
секциях крепи, м;
- шаг установки секций крепи в
лаве, м.
QC = 1665∙ 2=3330 кН;
BЗ=2,4+1,6+0,8= 4,8 м;
= 
кН/м2>
300 кН/м2
Т.к. ширина призабойного
пространства 
м указанные
значения удельной нагрузки должны быть скорректированы в соответствии с
зависимостью
,
где 
- размерный коэффициент, 
.
К = 0,0225 [8]
Условие qc ≥ qктак же
соблюдается: 346,9 кН/м2> 328,4 кН/м2
Согласно произведенным расчетам
применяемая забойная крепь «Фазос-16/24» обеспечит устойчивость кровли
призабойного пространства.
5. БЕЗОПАСНОЕ ВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ
Все работы на участке ведутся в соответствии с
требованиями:
Правила технической безопасности при разработке
подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь;
Нормативные и методические документы по ведению
горных работ на Старобинском месторождении калийных солей;
Инструкций по эксплуатации оборудования
комплекса;
Инструкции по ТБ для каждой профессии.
5.1 Общие положения
Каждый рудник обязан иметь утвержденный в установленном
порядке проект разработки месторождения, по которому должны осуществлятся
строительство рудника и подготовка горизонтов, план развития горных работ на
каждый год, согласованный с Госпромнадзором Республики Беларусь, а также
необходимую маркшейдерскую и геологическую документацию. В проекты составной
частью должны вводится мероприятия по технике безопасности.
Прием в эксплуатацию новых, реконструируемых
рудников и горизонтов, а так же особо-важных объектов (стволов рудников,
подъемных и дробильных комплексов, панелей) производится комиссией, назначенной
в соответствии с положениями Строительных норм Республики Беларусь.
Все рудники в период строительства и во время
эксплуатации должны обслуживаться военизированными горноспасательными частями
(ВГСО).
Все трудящиеся, поступающие на рудник, подлежат
предварительному медицинскому освидетельствованию в соответствии с порядком,
установленным Министерством здравоохранения Республики Беларусь.
Все рабочие, поступающие на рудник, а так же
переводимые на работу по другой профессии, должны быть обучены профессии в
установленном порядке по программам, включающим вопросы техники безопасности и
производственной санитарии. После сдачи экзаменов с участием представителей
Госпромнадзором Республики Беларусь рабочим выдаются удостоверения
установленного образца.
Перед обучением профессии все рабочие,
поступающие на рудник, а так же переводимые на работу по другой профессии,
должны пройти предварительное обучение по технике безопасности, а направляемые
на подземные работы, кроме того, должны быть обучены пользованию
самоспасателями (с прохождением практической тренировки в "дымном
штреке") и первичными средствами пожаротушения.
Продолжительность предварительного обучения
устанавливается:
для рабочих, поступающих на подземные горные
работы и на работы, требующие периодического посещения рудника - 5 дней;
для рабочих, работающих на подземных работах,
переводимых на работу по другой профессии, а также рабочих шахтостроительных
организаций, при переходе с одного ствола на другой - 2 дня;
для рабочих, поступающих на работы на
поверхности и ранее не работавших на рудниках - 3 дня, а ранее работавших на
рудниках - 1 день.
Администрация рудника обязана один раз в 2 года
производить проверку знаний по технике безопасности у рабочих по их профессии.
Так же должны соблюдаться все правила
безопасности [3], и соответствующие инструкции для рабочих по месту работы.
5.2 Производство горных работ
На каждом действующем руднике должно быть не
менее двух (основной и запасной) отдельных выходов на поверхность из подземных
горных выработок, приспособленных для передвижения (перевозки) работников и
расположенных так, чтобы в одном из них направление вентиляционной струи было
противоположным направлению вентиляционных струй в других выходах. На всех
разветвлениях (сопряжениях) выработок, ведущих к выходам из рудника, должны
быть прикреплены указатели с обозначениями наименования выработок, направлений
к выходам на поверхность и расстояния до них. Указатели должны быть выполнены
из светоотражающих материалов или освещены. Если двумя выходами из подземных
выработок на поверхность служат шахтные стволы, то они должны быть оборудованы
кроме механических подъемов (из которых один должен быть клетевым) лестничными
отделениями. Из каждого очистного блока, лавы должны быть два ничем не
загроможденных выхода: один на вентиляционный и другой на конвейерный
(транспортный) штреки.
Основными причинами травматизма при эксплуатации
оборудования и в забоях являются:
вывалы и обрушения пород кровли;
внезапные выбросы соли и газа;
неогражденные движущиеся (особенно вращающиеся)
части и детали машин;
корпус машины при наезде, падении;
тяговые цепи при их обрыве;
куски горных пород, разлетающиеся или
обрушающиеся при отбойке или погрузке руды [3].
Все горные выработки должны быть своевременно
закреплены в соответствии с утвержденными для них паспортами проведения и
крепления (далее - паспорт крепления). До начала работ работники участка должны
быть ознакомлены под роспись с паспортом крепления, а также внесенными в него
изменениями. Запрещается ведение горных работ без утвержденного проекта,
паспорта крепления, а также с отступлениями от них.
В выработках с ленточными конвейерами ширина
прохода должна быть не менее 0,7м, а зазор с противоположной стороны не менее
0,4м. Свободные проходы для людей на всем протяжении выработок должны
устраиваться с одной и той же стороны и должны быть выдержаны по высоте
выработки не менее 1,8м.
Очистная выемка, в том числе и выемка целиков,
должна вестись в соответствии с утвержденными проектами. Проекты должны
отражать принципиальные технические решения по подготовке и отработке панелей,
столбов, блоков, включать схемы вентиляции, транспорта, электроснабжения.
Проекты должны разрабатываться без излишней детализации и повторений, в минимальном
объеме, достаточном для оценки проектных решений и выполнения горных работ.
При выборе системы разработки и определении ее
параметров должны обеспечиваться условия сохранения водозащитной толщи.
Очистная выемка должна начинаться только после
проведения всех предусмотренных проектом подготовительных и нарезных выработок,
необходимых для начала ведения очистных работ, осуществления мер по
проветриванию, борьбе с пылью и других мероприятий, обеспечивающих безопасность
работ.
Выемка предохранительных целиков под охраняемыми
объектами может производиться только в соответствии с утвержденным в
установленном порядке проектом мер охраны, предусматривающим эту выемку.
В случае остановки работ в очистном забое на
время более суток должны быть приняты меры по предупреждению обрушения кровли в
очистном забое, загазования забоя и другие. Возобновление работ, прерванных на
срок более 3 суток или после ликвидации аварии, допускается с разрешения
главного инженера рудника или его заместителя после осмотра очистной выработки
начальником участка или его заместителем.
Для каждого пласта, горизонта месторождения
должны быть определены виды выбросоопасных геологических нарушений,
предупредительные признаки и предвестники выброса, при встрече с которыми
горные работы должны производиться по проекту, утвержденному главным инженером
рудоуправления.
К работе в очистных и подготовительных
выработках на пластах, отнесенных к выбросоопасным, допускаются руководители,
специалисты и рабочие, обученные распознаванию предупредительных признаков и
предвестников, предшествующих ГДЯ.
При обнаружении предвестников ГДЯ работы в забое
должны быть немедленно прекращены, люди выведены в безопасное место, о чем
должно быть сообщено начальнику участка или его заместителю и диспетчеру
рудника[3].
5.3 Проветривание
Содержание кислорода в воздухе выработок, в
которых находятся или могут находиться работники, должно составлять не менее
20% (по объему). Содержание углекислого газа в рудничном воздухе не должно
превышать на рабочих местах - 0,50%, в выработках с общей исходящей струей
шахты - 0,75% и при проведении и восстановлении выработок по завалу - 1,00%.
Воздух в действующих подземных выработках не должен содержать ядовитых газов
больше предельно допустимой концентрации.
Количество воздуха, необходимое для
проветривания выработок, должно рассчитываться по наибольшему количеству
работников в смене, по взрывоопасным и природным ядовитым газам, по температуре
воздуха, по минимально допустимой скорости движения воздуха, по газам от
взрывных работ, по пыли и проверяться по выхлопным газам от применяемого
оборудования. Причем, к учету принимается наибольшее количество воздуха,
полученное по вышеуказанным факторам.
Количество воздуха, рассчитываемого по числу
работников, должно быть не менее 6 м3/мин. на каждого работника, считая по
наибольшему числу одновременно работающих в смене.
Скорость движения струи воздуха в очистных
забоях лав при выемке руды и при температуре 26С должна быть не ниже 0,5 м/с, в
подготовительных выработках в проходке, в очистных выработках при камерной
системе разработки, в лавах без добычи руды и в забоях шириной более 5м - не
ниже 0,15 м/с.
Все рудники должны иметь искусственную
вентиляцию. Непроветриваемые выработки должны быть закрыты решетчатыми
перегородками или ограждены запрещающими знаками. Возобновление работы в этих
выработках допускается только после доведения состава воздуха до установленных
норм. Выработки, проветриваемые после взрывных работ, должны быть ограждены
знаками (аншлагами) с надписями, запрещающими вход в опасную зону. Камеры для
зарядки аккумуляторных батарей электровозов, склады взрывчатых материалов (ВМ)
должны проветриваться обособленной струей свежего воздуха.
Подземные выработки должны проветриваться при
помощи непрерывно действующих ВГП, установленных на поверхности. Допускается
установка по проекту, согласованному с Проматомнадзором, подземных ВГП или
комбинации их (один на поверхности, другой подземный).
Главная вентиляторная установка (ГВУ) должна
состоять из двух самостоятельных вентиляторных агрегатов, один из которых
является резервным на случай профилактики, ремонта (и прочее) одного из них.
Переход на проветривание резервным вентилятором должен быть осуществлен не
более чем за 30 мин. Перевод вентиляторных установок на реверсивный режим
работы должен выполняться не более чем за 10 мин [3].
5.4 Рудничный транспорт и подъем
На действующих и строящихся рудниках перевозка
работников обязательна, если расстояние до места работ 1км и более. Для
перевозки работников по горным выработкам должны применяться автомашины,
специально оборудованные и допущенные к применению Госпромнадзор. Кузова
автомашин должны быть оборудованы сиденьями заводской конструкции,
металлической крышей и боковыми стенками на всю их высоту. Проемы в кузовах
автомашин для посадки работников должны иметь ширину не менее 0,7м и быть
оборудованы ограждающими приспособлениями.
Монтаж-демонтаж и эксплуатация ленточных и
скребковых конвейеров производится по проекту в соответствии с требованиями
настоящих Правил и руководства по монтажу, демонтажу, ремонту и безопасной
эксплуатации ленточных и скребковых конвейеров, руководства по устройству
защит, блокировок и сигнализации конвейерного транспорта, учитывающими
конструктивные и другие особенности типов конвейеров. Рабочие и специалисты, занимающиеся
монтажом-демонтажом и эксплуатацией конвейеров, должны быть ознакомлены с
проектом под роспись.
Ширина свободного прохода для работников и
ремонта в районе приводных станций ленточных конвейеров должна быть не менее
1,0м со стороны привода и не менее 0,7м с противоположной стороны. Длина
свободного прохода определяется проектом. Расстояние между параллельно
установленными конвейерами должно быть не менее 1,0м.
В местах перехода через став ленточного
конвейера должны быть установлены переходные мостики шириной не менее 0,6м,
имеющие перила и изготовленные из негорючих материалов. Зазор между лентой и
нижней частью мостика должен быть не менее 0,4м, а высота прохода для
работников над мостиком - не менее 0,8м.
На вновь вводимых в эксплуатацию магистральных
ленточных конвейерах должна устанавливаться только трудносгораемая
(трудногорючая) лента, на панельных (участковых) конвейерах -
трудновоспламеняющаяся или трудносгораемая (трудногорючая) лента при наличии
сертификата завода-изготовителя. Запрещается использование резинотросовых лент
на вновь вводимых в эксплуатацию ленточных конвейерах.
Выбор и применение рудничного самоходного
(нерельсового) транспорта с электроприводом (самоходный вагон) для
транспортировки горной массы определяется проектом.
Работы, связанные с техническим осмотром
самоходного вагона, устранением неисправностей, очисткой и подготовкой его к
работе должны выполняться только при отключенном напряжении и установленных
тормозных башмаках под колесами, предотвращающих самопроизвольное движение
самоходного вагона. Загрузка и разгрузка самоходного вагона должна
производиться только в присутствии ГРОЗ, работающего на самоходном вагоне,
который должен находиться у пульта управления в кабине.
Спуск и подъем работников по вертикальным
выработкам должен производиться в клетях. При проходческих работах в
вертикальных выработках спуск и подъем могут производиться также и в бадьях.
Максимальная скорость подъема и спуска
работников по вертикальным выработкам определяется проектом, но не должна превышать
12 м/с. При подъеме и спуске работников в бадьях по направляющим наибольшая
скорость должна быть не более 8 м/с, а в местах, где направляющие отсутствуют -
не более 1 м/с. Максимальная скорость при подъеме и спуске грузов по
вертикальным выработкам определяется проектом.
При подъеме и спуске грузов в бадьях по
направляющим скорость движения бадей не должна превышать 12 м/с, а в местах,
где направляющие отсутствуют - 2 м/с. Скорость подъемных сосудов при
спуске-подъеме подвешенных под ними грузов не должна превышать 1 м/с [3].
5.5 План ликвидации аварий
План ликвидации аварий (ПЛА) разрабатывается на
каждые 6 месяцев (первое и второе полугодие) составляется главным инженером
рудника, согласовывается с командиром ВГСЧ и утверждается главным инженером рудоуправления.
План пересматривается и утверждается один раз в полугодие и не позднее, чем за
15 дней до начала следующего полугодия.
В оперативной части плана ликвидации аварий
предусмотрены наиболее вероятные аварии с мерами по их ликвидации и спасению людей
[3];
План ликвидации аварии предусматривает следующие
мероприятия:
спасение людей, застигнутых аварией в шахте;
ликвидация аварии в начальной стадии ее
возникновения;
действия ВГСЧ в начальной стадии аварии.
К плану ликвидации аварии прилагается:
акт проверки исправности действия реверсивных
устройств, с пропуском опрокинутой воздушной струи по горным выработкам;
акт проверки исправности противопожарных средств
и оборудования;
акт состояния запасных выходов из очистных
забоев, участков и рудника, пригодности их для выхода людей и прохода
горноспасателей в респираторах;
акт расчетного и фактического выхода людей в
самоспасателяхна свежую струю из наиболее отдаленных горных выработок рудника.
План ликвидации аварии разрабатывается в
соответствии с фактическим положением дел в шахте.
Сигналы оповещения об аварии и выводе людей:
Подача прерывистого, повторяющегося не менее 5
раз звукового сигнала по аппаратуре автоматического управления конвейерами.
Подаются оператором с пульта управления конвейерным транспортом. Этим сигналом
оповещаются люди, находящиеся в конвейерных и транспортных выработках;
Полное отключение электроэнергии на аварийный
горизонт с пульта управления в диспетчерской рудника;
По громкоговорящей аварийной связи ИГАС-3
диспетчером подаются сигналы, оповещающие людей, находящихся в надшахтных
зданиях, спряжениях стволов, конвейерных штреках лав и в лавах, гараже, складе
ВМ., на очистных блоках;
По телефонной связи. Разговор ведет оператор
пульта управления конвейерами и диспетчер рудника при поступлении телефонных
звонков.
По системе СУБР.
Основными выходами из шахты к стволу и на
поверхность являются: транспортные и конвейерные штреки лав и блоков, панельные
транспортные штреки, главные транспортные штреки.
Запасными выходами на поверхность являются:
вентиляционные штреки лав и блоков, панельные вентиляционные штреки, главные
вентиляционные штреки.
5.6 Устройство выходов из горных
выработок
Каждый горизонт рудника должен иметь не менее
двух отдельных выходов на вышележащий горизонт или поверхность, приспособленных
для передвижения (перевозки) людей.
Во всех выработках, ведущим к запасным выходам
из рудника, а также на разветвлениях этих выработок должны быть прикреплены
указатели с обозначением наименования выработок, направлений к выходам на поверхность
и расстояний до них указатели должны быть покрыты самосветящейся краской.
Если двумя выходами из подземных выработок на
поверхность служат вертикальные выработки, то они должны быть оборудованы кроме
механических подъемов (из которых один должен быть клетевым) лестничными
отделениями. Оба ствола должны быть оборудованы так, чтобы по каждому из них
все рабочие со всех горизонтов могли выехать (выйти) на поверхность. Лестничное
отделение в стволах глубиной более 500м может отсутствовать при условии, если в
обоих стволах имеются по два механических подъема с независимым подводом
энергии или каждый ствол оборудован помимо основного подъема инспекторским
подъемом.
Из каждого очистного блока, лавы должно быть два
ничем не загроможденных выхода: один на вентиляционный и другой на транспортный
(конвейерный) штреки.
5.7 Безопасность очистных и
подготовительных работ
Очистные работы проводятся в соответствии с
правилами безопасности[3].
Очистная выемка должна начинаться только после
проведения всех предусмотренных проектом подготовительных и нарезных выработок,
необходимых для начала очистных работ, осуществлению мер по проветриванию и
борьбе с пылью и других мероприятий, обеспечивающих безопасность работ.
Запрещается входить в отработанные очистные
камеры и выработанное пространство лав. Выработки, ведущие в эти камеры и
выработанное пространство должны быть ограждены.
В случае остановки работ в очистном забое на
время более суток должны быть приняты меры по предупреждению обрушения кровли в
призабойном пространстве, загазирования забоя и др. Возобновление работ,
прерванных на срок более 3 суток, или после ликвидации аварии допускается с
разрешения главного инженера рудника или его заместителя после осмотра очистной
выработки начальником или заместителем начальника рудника.
5.8 Предотвращение затопления горных
выработок
До сдачи месторождения или его участка в
промышленное освоение должен быть проведен комплекс геофизических и
геолого-гидрогеологических работ, обеспечивающий изученность геологического
строения, тектоники и гидрогеологических условий месторождения (его участка),
необходимую для обоснованного выбора оптимальных и безопасных параметров
разработки.
В составе проектов на строительство,
реконструкцию и техническое перевооружение рудников должен быть представлен
раздел “Меры защиты рудников от затопления”, разработанный в соответствии с
Правилами [7], Правилами по защите рудников от затопления [7], утвержденными в
установленном порядке, и рекомендациями отраслевого института.
Разрабатываемые и применяемые меры защиты
рудников от затопления должны обеспечивать защиту горных выработок от опасного
проникновения через водозащитную толщу вод зоны активного водообмена по всем
возможным путям проникновения их в выработанное пространство: шахтным стволам,
геологоразведочным скважинам, техногенным водопроводящим трещинам, зонам
тектонических разломов и другие.
В проектах на отработку отдельных выемочных
единиц (блоков, столбов, панелей и других), должны быть приведены геологические
и гидрогеологические сведения, представляемые геологической службой рудника, по
рассматриваемому участку, на основе которых определяются безопасные параметры
отработки запасов на данном участке по условиям сохранения водозащиты, а также
по предотвращению аварийного прорыва в горные выработки рассолов, скопившихся в
отработанных участках.
Если на одном месторождении расположена группа
рудников, на границах их шахтных полей на каждом из отрабатываемых горизонтов
должны быть оставлены барьерные междушахтные целики, ширина которых устанавливается
в соответствии с правилами по защите рудников от затопления.
Для всех буровых геологоразведочных и
поглощающих скважин пробуренных с поверхности должны быть установлены опасные
зоны (околоскважинные предохранительные целики), границы которых определяются
расчетом в соответствии с правилами по защите рудников от затопления [7].
6. ОХРАНА ТРУДА
Задачи охраны труда заключаются в ликвидации
причин, вызывающих производственный травматизм и профзаболевания.
Основой для решения этой задачи является комплексное
использование и автоматизация производственных процессов, повышение общей
культуры производства, укрепление технической дисциплины, совершенствование
законодательства по охране труда и надзора за выполнением существующих законов.
Обеспечение безопасной эксплуатации калийных
рудников регулируется следующим документом: «Правилами безопасности при
разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь».
6.1 Техника безопасности
Техника безопасности −это система
организационных мероприятий и технических средств, предотвращающих воздействие
на работающих опасных производственных факторов.
Передвижение персонала
Передвижение людей по горизонтальным выработкам
производится в соответствии с ПБ [3]:
во всех горизонтальных и наклонных выработках
оставляются проходы для людей шириной не менее 0,7м на высоте 1,8м;
при ведении очистных работ для обеспечения
передвижения людей по всей длине лавы оставляют и поддерживают проход шириной
не менее 0,7м;
на разветвлениях выработок прикрепляются указатели
с наименованием участка, а также стрелки, указывающие направление выхода на
поверхность;
при составлении планов ликвидации аварий
указываются пути выхода людей с каждого рабочего места и для каждого
предполагаемого вида аварии;
при расстоянии до места работ 1км и более
применяются пассажирские транспортные средства.
При углубке стволов травмирование горнорабочих в
основном происходит при бурении шпуров, погрузке породы в бадьи, обрушении
пород и падении кусков породы с полков и элементов крепи, а также при падении
людей в ствол [4].
Согласно ПБ [3] для обеспечения безопасности
предусматривается:
применение современных бурильных установок типа
БУКС, которые позволяют обуривать забой в короткое время при отсутствии в нем
людей;
использование погрузочных машин с
механизированным вождением грейфера;
применение подвесной металлической опалубки;
применение технологической схемы с
последовательным ведением работ по уборке породы и возведению крепи;
связь и сигнализация между людьми в забое, на
полке рулевой площадки и в машинном отделении;
оставление предохранительного целика ниже зумпфа
рабочего горизонта мощностью 10м.
Безопасность очистных и подготовительных работ
Основными причинами травматизма при эксплуатации
оборудования и в забоях являются:
вывалы и обрушения пород кровли;
неогражденные движущиеся (особенно вращающиеся)
части и детали машин;
корпус машины при наезде, падении;
тяговые цепи при их обрыве;
куски горных пород, разлетающиеся или
обрушающиеся при отбойке или погрузке руды.
Очистные работы проводятся в соответствии с ПБ:
работы в забоях ведутся согласно паспорту
управления кровлей и крепления выработок;
наличие у рабочих самоспасателей;
ограждение движущихся и вращающихся частей и
деталей;
наличие щитков, защищающих людей от отлетающих
кусков породы;
оборудование всех забойных машин аварийными
выключателями;
наличие предпусковых звуковых сигнальных
устройств;
расположение рабочего места машиниста комбайна в
безопасном месте.
Безопасность подъемно-транспортных операций
Основные опасности при канатном подъеме и спуске
людей и грузов по вертикальным и наклонным выработкам следующие:
падение в вертикальных или свободное скатывание
в наклонных выработках грузовых и людских подъемных сосудов;
удары и резкие остановки людских подъемных
сосудов;
падение в выработку перевозимых в сосудах грузов
или других предметов;
падение людей [3].
Спуск и подъем людей, грузов в клетях и подъем
руды в скипах производится в соответствии с ПБ [3]:
конструкция подъемных сосудов исключает
возможность выпадения из них перевозимых грузов;
число людей, одновременно перевозимых в клети,
не превышает пяти на 1м2 полезной площади пола;
максимальная скорость при спуске и подъеме людей
в клети не превышает 12м/с;
в клетях применяются канаты марки В (высокого
качества), имеющие запас прочности не ниже девятикратного;
в случае обрыва подъемных канатов для торможения
и остановки клети снабжаются парашютами, испытание которых производится не реже
одного раза в 6 месяцев;
для предупреждения падения в ствол людей и
вагонеток предохранительные решетки ограждения ствола на приемных площадках
всех горизонтов закрываются при движении сосудов.
При использовании ленточного конвейерного
транспорта люди могут получить травму при обрыве ленты, сходе ленты в сторону.
Во избежание заштыбовки конвейерные ленты
оснащаются устройствами по очистке. В местах перегрузки устанавливаются датчики
контроля допустимого уровня загрузки. Для своевременного отключения конвейера
при снижении скорости ленты до 75% номинальной за счет пробуксовки, которая
может вызвать пожар, устанавливаются реле скорости. Центрирование ленты
осуществляется регулированием положения концевых барабанов и роликоопор,
применением специальных центрирующих устройств [4].
Значительное число несчастных случаев происходит
во время обслуживания скребковых конвейеров при натяжении цепи с использованием
двигателя конвейера или комбайна, срыве и развороте натяжных и приводных
головок, расштыбовке нижней ветви конвейера без его остановки и неправильных
приемах разгрузки скребкового конвейера. Поэтому ПБ предписывают использовать
для надежного закрепления головок, передвижки конвейера, его расштыбовки и
натяжения цепи приспособления и устройства заводского изготовления,
поставляемые вместе с конвейерами [3].
Электробезопасность
Эксплуатация электрооборудования и электросетей
в шахтах имеет специфические особенности, повышающие опасность их
использования: подвигание фронта работ требует перемещения электрооборудования
и наращивания сетей, причем эти работы приходится выполнять в стесненном
пространстве с возможными обрушениями, выделениями взрывоопасных газов [27].
Поражение людей электрическим током происходит:
из-за случайного соприкосновения с оголенными
проводами или предметами, находящимися под напряжением, или недопустимого
приближения к ним;
от прикосновения к конструктивным элементам или
корпусам электрооборудования, которое оказалось под напряжением в результате
пробоя изоляции;
при нахождении вблизи от места замыкания на
землю токоведущих частей [4].
Система электрической защиты на руднике строится
на основе требований Правил [27], ГОСТ 12.1.009-76. ССБТ [16], ГОСТ
12.1.010-76. ССБТ [27]. Кроме того, подземные электроустановки и их
эксплуатация удовлетворяют требованиям ПБ [3], и других отраслевых правил.
Применяются следующие защитные системы:
Защита от прикосновения к токоведущим частям:
размещение открытых токоведущих частей на высоте, недоступной для случайного
прикосновения; размещение электроаппаратов в закрытых корпусах; применение
блокировочных устройств, препятствующих доступу к токоведущим частям до снятия
напряжения; предупредительные знаки.
Защитное заземление, которому подлежат корпуса
комбайнов, электродвигателей, трансформаторов, бронированные кабели,
трубопроводы. В шахте устраивается общая сеть заземления, к которой
присоединяются все объекты, подлежащие заземлению, а также главные и местные
заземлители. Заземление корпусов передвижных машин, забойных конвейеров,
светильников осуществляется при помощи заземляющих жил кабелей [31].
Защитное отключение в электроустановках
напряжением до 1140В, в качестве которого применяется реле утечки. Общее время
отключения поврежденной сети напряжением 380, 660, 1000В не превышает 0,2с, а
напряжением 1140В - 0,12с. [31].
Электрозащитные средства.
Основные изолирующие средства (диэлектрические
перчатки, изолирующие штанги, слесарно-монтажный инструмент с изолирующими
рукоятками) обладают изоляцией, способной длительно выдерживать рабочее
напряжение. Дополнительные изолирующие средства (диэлектрические галоши, ковры,
боты и изолирующие подставки) применяются с основными для усиления защитного
действия [31].
Рудничное электрооборудование в зависимости от
условий эксплуатации изготавливается по специальным правилам ПИВРЭ (Правила
изготовления взрывобезопасного рудничного электрооборудования) в исполнении РН
(рудничное нормальное), РП (рудничное повышенной надежности), РВ (рудничное
взрывобезопасное) и РО (для особо опасных условий) со степенью защиты
International Protection 54 (защита от предметов воздействия менее 1мм и от
воды со всех сторон).
Применение режима с изолированной нейтралью для
исключения искрения [31].
Применение пониженного напряжения (до 127В) для
ручных электрических машин и инструментов [31].
6.2 Производственная санитария
Производственная санитария − это система
организационных мероприятий и технических средств, предотвращающих или
уменьшающих воздействие на работающих вредных производственных факторов.
При ведении горных работ на руднике 1 РУ будут
иметь место следующие вредные производственные факторы в соответствии с ГОСТ
12.0.003-74. ССБТ [27]:
Запыленность
Предельно допустимая концентрация вредных
веществ в воздухе рабочей зоны согласно ГОСТ 12.1.005-88. ССБТ [27] приведена в
табл. 6.2.1.
Таблица 6.1 - Предельно допустимые концентрации
вредных веществ в воздухе рабочей зоны
|
Наименование
веществ
|
ПДК,
мг/м3
|
|
Сильвинит
|
5
|
|
Полиминеральная
калийная руда с содержанием SiO2 до 10%
|
5
|
|
Натрия
хлорид
|
5
|
|
Пыль,
содержащая от 10 до 70% свободной SiO2
|
2
|
|
Пыль
цемента, глин, минералов и их примесей, не содержащая свободной SiO2
|
6
|
Для борьбы с пылью в соответствии с ГОСТ
12.1.007-76. ССБТ [27] на руднике используется: оснащение горнодобывающего
оборудования исправно действующими пылеподавляющими или пылеулавливающими
устройствами; эффективное проветривание; применение индивидуальных средств защиты
(респираторы «Лепесток-40» и «Лепесток-200») согласно ГОСТ 12.4.005-85. ССБТ
[27]; герметизация узлов перегрузки; регулярный полив водой почвы главных и
панельных транспортных штреков.
Контроль запыленности атмосферы горных выработок
осуществляется службой вентиляции и техники безопасности (ВТБ) в соответствии с
«Инструкцией по отбору проб рудничного воздуха» [27], службой ВГСЧ.
Предельно допустимая массовая концентрация
ядовитых газов в соответствии с ГОСТ 12.1.005-88. ССБТ [28] приведена в табл.
6.2.1.2
Таблица 6.2 - Предельно допустимая концентрация
ядовитых газов
|
Ядовитый
газ
|
Объемная
доля
|
Массовая
концентрация, мг/м3
|
|
Окись
углерода - CO
|
0,0017
|
20
|
|
Двуокись
азота - NO2
|
0.00026
|
5
|
|
Сернистый
газ - SO2
|
0.00038
|
10
|
|
Сероводород
- H2S
|
0.00071
|
10
|
|
Акролеин
|
0,7
|
|
Формальдегид
|
0,0025
|
0,5
|
Нормы содержания метана в атмосфере подземных
выработок согласно [28] приведены в табл. 6.3.
Таблица 6.3 - Предельно допустимая концентрация
метана в атмосфере подземных выработок
|
Место
обнаружения метана
|
ПДК
метана по объему, %
|
|
Исходящая
из очистной или тупиковой выработки струя воздуха
|
0,5
|
|
Местные
скопления метана в очистных, тупиковых и других выработках
|
0,1
|
При обнаружении в атмосфере выработки метана в
концентрации, превышающей указанную в табл. 6.2.3, работы по добыче руды
прекращаются, снимается напряжение с забойного оборудования (кроме вентиляторов
местного проветривания - ВМП), люди выводятся из забоев на свежую струю,
ставится в известность лицо технического надзора и принимаются меры по
разжижению метана [28].
Главным способом получения нормального качества
воздуха является хорошая вентиляция, которая обеспечивает эффективное снижение
концентрации газов и вынос их из рабочих мест в общеисходящие струи.
Контроль за содержанием вредных газов
осуществляется службой ВТБ и инженерно-техническим персоналом в сроки,
устанавливаемые главным инженером рудника. Результаты замеров заносятся на
специальные доски [28].
Шум
Допустимые уровни звукового давления в
соответствии с ГОСТ 12.1.003-83. ССБТ [25] и СанПиН 2.2.4/2.1.8.10-32-2002[25]
приведены в табл. 6.4.
Предусматриваются следующие мероприятия по
снижения вредного воздействия шума:
звукоизоляция машин и механизмов, генерирующих
повышенный шум;
профилактический ремонт горной техники;
сокращение продолжительности пребывания в зоне
повышенного шума;
применение индивидуальных средств защиты от шума
- антифонов.
Таблица 6.4 - Допустимые уровни звукового
давления
|
Характеристика
помещений
|
Допустимый
уровень звукового давления, дБ, при средней геометрической частоте октавных
полос, Гц
|
Уровень
звука, дБА
|
|
63
|
125
|
250
|
500
|
1000
|
2000
|
4000
|
8000
|
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
8
|
9
|
10
|
|
Работа,
выполняемая с часто получаемыми указаниями и акустическими сигналами; работа,
требующая постоянного слухового контроля: операторская работа по точному графику
с инструкцией; диспетчерская работа. Рабочие места в помещениях диспетчерской
службы, кабинетах и помещениях наблюдения и дистанционного
|
83
|
74
|
68
|
63
|
60
|
57
|
55
|
54
|
65
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
8
|
9
|
10
|
|
управления
с речевой связью по телефону; машинописных бюро, на участках точной сборки,
на телефонных и телеграфных станциях, в помещениях мастеров, в залах
обработки информации на вычислительных машинах
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Работа,
требующая сосредоточенности; работа с повышенными требованиями к процессам
наблюдения и дистанционного управления производственными циклами. Рабочие
места за пультами в кабинах наблюдения и дистанционного управления, без
речевой связи по телефону, в помещениях лабораторий с шумным оборудованием, в
помещениях для размещения шумных агрегатов вычислительных машин
|
91
|
83
|
77
|
73
|
70
|
68
|
66
|
64
|
75
|
|
Выполнение
всех видов работ (за исключением перечисленных выше и аналогичных им) на
постоянных рабочих местах в производственных помещениях и на территории
предприятий
|
95
|
87
|
82
|
78
|
75
|
73
|
71
|
69
|
80
|
Вибрация
Предельно допустимые уровни вибраций в
соответствии с ГОСТ 12.1.012-90. ССБТ [30] и СанПиН 2.2.4/2.1.8.10-33-2002[30]
приведены в табл. 6.2.4.1.
Таблица 6.5 - Предельно допустимые уровни
виброскорости
|
Вид
вибрации
|
Направление,
по которому нормируется вибрация
|
Уровень
виброскорости, дБ, в октавных полосах со средними геометрическими частотами,
Гц
|
|
|
1
|
2
|
4
|
8
|
16
|
31,5
|
63
|
125
|
250
|
500
|
1000
|
2000
|
|
Транспортная
|
По
вертикальной оси
|
132
|
123
|
114
|
108
|
107
|
107
|
107
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
|
Транспортно-технологическая
|
По
вертикальной и горизонтальной осям
|
117
|
108
|
102
|
101
|
101
|
101
|
101
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
|
Технологическая
на постоянных рабочих местах
|
То
же
|
108
|
99
|
93
|
92
|
92
|
92
|
92
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
|
В
производственных помещениях, в заводоуправлениях, лабораториях, КБ и
вычислительных центрах
|
То
же
|
-
|
91
|
82
|
76
|
75
|
75
|
75
|
-
|
-
|
-
|
-
|
-
|
|
Локальная
|
По
каждой из осей
|
-
|
-
|
-
|
115
|
109
|
109
|
109
|
109
|
109
|
109
|
109
|
-
|
Предусматриваются следующие мероприятия по
снижению вредного воздействия вибрации:
дистанционное управление комбайном;
установка амортизаторов для сидения с
полуавтоматических управлений проходческим комбайном;
применение средств индивидуальной защиты
(рукавицы, накладки);
применение виброгасящих устройств на ручном
инструменте (виброгасящие рукоятки из эластичного материала, пружинные каретки,
пневмоподдержки).
Освещённость
Нормальное освещение в подземных выработках
значительно улучшает условия труда и способствует повышению производительности.
Согласно требованиям ТБ должны освещаться:
околоствольные дворы;
электромагнитные камеры;
медпункт;
гараж;
камеры ожидания;
ПЭММ;
приемные площадки и погрузочные пункты;
место перегрузки штрековых конвейеров и
конвейерных линий в целом.
Для освещения подземных выработок применяются
стационарные машины РВПА-15 или РП-60. Для стационарных светильников
применяются сухие трансформаторы типа ТСШ-410.7. В качестве проводки
применяются гибкие кабели.
Выдача ламп индивидуального освещения каждому
рабочему производится в ламповой, которые относятся к категории пожаро- и
взрывоопасных помещений. При эксплуатации ламповых возникает ряд опасных
факторов:
химическая опасность от щелочного электролита,
поражение током,
ожоги от воспламенения горючих газов и т.д.
Для их предотвращения разработаны мероприятия по
устройству и эксплуатации ламповых.
Для питания осветительных установок с лампами
накаливания в подземных условиях необходимо применять напряжение 127В, для
люминесцентных светильников в лавах допускается напряжение 220В.
Очистные забои должны освещаться переносными
светильниками напряжением 36В.
Питание осветительных установок напряжением 127В
осуществляется от аппарата бесконтактной коммутации типа АК-1 или АП-35-4 с
встроенным реле утечки. От шахтных трансформаторов могут также запитываться
осветительные установки напряжением 127В.
Установка аппаратов бесконтактной коммутации и
шахтных трансформаторов предусматривается в специально устраиваемых нишах
выработок.
Для соединения и разветвления кабелей
применяются коробки типа ВШ-1М, КШВ-1Н, и тройниковые муфты типа ТМ-6, ТМ-10М
во взрывоопасном исполнении.
Для зарядки аккумуляторных батарей шахтных головных
светильников применяются автоматические зарядные станции типа «Заряд» и блок
зарядного устройства БЗУ-65М.
Нормы освещенности в подземных выработках
согласно [42] приведены в таблице 6.6.
рудник месторождение соль шахта
Таблица 6.6 - Нормы освещенности в подземных
выработках
|
Место
выполнения работ
|
Нормируемая
поверхность
|
Минимальная
освещенность, лк
|
|
Очистные
выработки
|
вертикальная
горизонтальная
|
8
5
|
|
Забои
подготовительных выработок
|
вертикальная
|
5
|
|
Откаточные
выработки
|
горизонтальная
|
2
- 5
|
|
Камеры
ЦПП
|
вертикальная
|
75
|
|
Склад
ВМ
|
горизонтальная
|
30
|
|
Подземный
здравпункт
|
горизонтальная
|
75
|
|
Подземные
гаражи, ПЭММ
|
горизонтальная
|
10
|
Индивидуальное задание: Рассчитать искусственное
освещение на рабочем месте слесаря-ремонтника (расчет количества и мощности ламп,
выбор типа ламп и светильников) произведем точечным методом[42].
При работе слесаря-ремонтника в лаве принимаем
светильник РВЛ-20М, имеющий следующую характеристику:
Мощность, Вт -20
Напряжение питания, В-127
Световой поток, Лм-980
КПД-0,65
-0,5
Исходные данные:
Принимаем расстояние между
светильниками L=4м, высота подвески светильника Н=1,8м. Определяем угол между
осью светильника и наиболее удаленной точкой:
,
отсюда 
Для принятого светильника сила света
под углом 48° составляет 50 кд.
Освещенность определяем по формуле:
где 2 - число светильников;
- сила света под углом 
к оси
светильника, кд;
- коэффициент запаса, учитывающий запыленность
колпака светильника и старение нити, для забоев он равен 1,9;
С - коэффициент, представляющий
отношение светового потока принятой лампы к световому потоку условной лампы,
для которой Ф=1 000 лм.
что выше номинальной освещенности,
равной 5 лк.
Рис. 6.1 - Расчетная схема освещения
в лаве
Расчет мощности осветительного
трансформатора
Мощность трансформатора для
газоразрядных ламп определяется по формуле:
,
где 
- мощность лампы, Вт;
- количество ламп;
- КПД кабельной сети
- КПД светильника;
- коэффициент мощности светильника.
где 
- длинна лавы, м;
- расстояние между светильниками, м
Расчет сечения жилы магистрального
кабеля.
Сечение жилы магистрального кабеля
определяется по формуле:
где 
- момент нагрузки, кВт м;
- нормируемая потеря напряжения; = 4%;
- коэффициент зависящий от
напряжения сети и проводимости материала, = 8,5
Момент нагрузки определяется по
формуле:
где L - длина линии, м;- нагрузка на линии, кВт
Нагрузка на линии определяется по формуле:
Принимаем кабель марки КРПСН 3х4 +
1х4
Физические и нервно-психологические
перегрузки
Для устранения этого фактора
предусматривается:
широкое внедрение комплексной
механизации и автоматизации;
сокращенная продолжительность
рабочего времени;
профессиональный отбор;
медицинские осмотры;
укрепление производственной
дисциплины, правильное формирование бригады [4].
Микроклимат производственных
помещений - климат внутренней среды этих помещений, который определяется
действующими на организм человека сочетаниями температуры, влажности и скорости
движения воздуха, а также температуры окружающих поверхностей.
СанПиН №11-11-94 [35] устанавливает
оптимальные соотношения факторов микроклимата производственной среды, которые
отражены в таблице 6.7.
Таблица 6.7 - Значение факторов микроклимата для
подземных горных работ
|
Факторы
микроклимата
|
Допустимые
сочетания
|
|
1
|
2
|
3
|
|
Температура
воздуха, оС
|
16-19
|
20-23
|
24-26
|
|
Относительная
влажность, %
|
75-30
|
75-30
|
65-30
|
|
Скорость
движения воздуха, м/с
|
0,15-0,25
|
0,3-0,5
|
0,6-1,0
|
Параметры микроклимата на рабочем месте
машиниста горных выемочных машин (МГВМ) находятся в пределах нормированных
значений.
Охрана труда машиниста очистного комбайна
.К самостоятельной работе на комбайнах
допускаются лица не моложе 18 лет, прошедшие специальную подготовку, имеющие
удостоверение на право управления той или иной машиной, выданное
квалификационной комиссией, а также прошедшие вводный инструктаж по технике
безопасности на рабочем месте. Инструктаж по технике безопасности на рабочем
месте необходимо проводить при каждом изменении условий работы, но не реже двух
раз в год.
.Прежде чем приступить к работе, машинист
комбайна обязан тщательно осмотреть машину и убедиться в ее исправности.
Каждый комбайн должен быть закреплен приказом
(распоряжением) за определенным машинистом.
.При использовании машин должна быть обеспечена
обзорность рабочей зоны с рабочего места машиниста. В том случае, когда
машинист управляющий машиной не имеет достаточного обзора или не видит рабочего
подающего ему сигналы, между машинистом и рабочим сигнальщиком необходимо
устанавливать двухстороннюю радиосвязь.
.Машинист комбайна должен быть обеспечен
спецодеждой, предусмотренной действующими нормами:
полукомбинезон хлопчатобумажный, рукавицы
комбинированные.
.Во время работы машинист комбайна обязан:
перевести машину из транспортного положения в
рабочее положение
нахождение посторонних людей на комбайне не
допускается
перед началом передвижения, а также перед
поворотом убедиться в отсутствии на пути препятствий или посторонних предметов,
после чего дать предупредительный сигнал.
6.3 Пожарная безопасность
Пожарная безопасность − это состояние
объекта, при котором с установленной вероятностью исключается возможность
возникновения и развития пожара и воздействия на людей опасных факторов пожара,
а также обеспечивается защита материальных ценностей.
Проект противопожарной защиты разрабатывается
согласно Руководству [41], ГОСТ 12.1.004-91. ССБТ [41], СНиП II-89-90 [41]. СНБ
2.02.01-98 [41], БНБ 2.02.02-01[41], НПБ - 5 -2005 [41].
По пожаро- и взрывоопасности рудник относится к
категории А[41].
Надежное ограничение пожарного очага и
последующее его тушение обеспечиваются путем заблаговременного выполнения
следующих мероприятий:
подачи воды в любую точку горных выработок путем
монтажа водопровода или переключающих устройств на воздухопроводах,
газопроводах и оросительной сети;
обеспечения горных выработок, особенно
электромашинных камер, дворов и транспортных узлов, огнетушителями и другими
первичными средствами пожаротушения, а также средствами автоматического
пожаротушения в соответствии с «Инструкцией по противопожарной защите рудников»
[41];
оборудования пожарной сигнализации и связи;
возведения крепи из негорючих материалов в
устьях стволов и шурфов, на сопряжениях выработок, в электромашинных камерах,
капитальных выработках и других пожароопасных местах;
создания противопожарных складов, поездов с
необходимым запасом материалов и оборудования согласно «Инструкции по
противопожарной защите рудников»;
секционирования околоствольных дворов и
выработок главных направлений противопожарными дверями и перемычками.
Основные мероприятия противопожарной
профилактики в горных выработках следующие:
запрещение применения открытого огня; при
необходимости применения газо- и электросварочных и паяльных работ производство
их осуществляется в соответствии с «Инструкцией по ведению огневых работ в
подземных выработках и надшахтных зданиях»
надежная и непрерывная защита кабелей
электрооборудования от утечек и замыканий, искрообразования и перегревов;
строгое выполнение требований пылегазового
режима;
строгое паспортное содержание оборудования;
обеспечение герметичности трубопроводов сжатого
воздуха;
жесткое соблюдение противопожарного режима,
трудовой и технологической дисциплины.
На случай возникновения пожара заблаговременно
предусматриваются следующие организационно-технические меры по спасению людей:
обучение всего персонала действиям при аварии;
план ликвидации аварий с включением в
оперативную часть его наиболее вероятных случаев с мерами по ликвидации аварии
и спасению людей;
наличие не менее двух выходов из любого места,
где работают люди; на вышележащий горизонт; на поверхность; постоянное
поддержание их в рабочем состоянии;
обеспечение всех работающих самоспасателями,
создание подземных спасательных пунктов;
заблаговременная отработка тактико-технических
действий обслуживающим предприятие подразделением ВГСЧ при возможных (типичных)
авариях.
7. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
.1 Расчет капитальных вложений
Наименование, количество, мощность и цена на
используемое горно-шахтное оборудование приведены в таблице (цену принимаем в
соответствии с закупочной на ОАО “Беларуськалий”).
|
Наименование
Оборудования
|
Количество
шт.
|
Стоимость
единицы, по прейскуранту, тыс.руб.
|
Мощность,
кВт
|
|
ЕВ-200/230ЛН
|
2
|
8253340
|
230
|
140
|
126450
|
-
|
|
крепь
сопряжения «Фазос-15/31»
|
6
|
242760
|
-
|
|
забойный
конвейер EKF-3E72V
|
1
|
6447364
|
160
|
|
Штрековый
конвейер
|
1
|
1050657
|
264
|
Принятое оборудование на очистных работах
(нижняя лава)
|
Наименование
Оборудования
|
Количество
шт.
|
Стоимость
единицы, По прейскуранту, тыс.руб.
|
Мощность,
кВт
|
|
Комбайн
SL-500S
|
1
|
14998203
|
740
|
|
Комбайн
KGU310/Sol
|
1
|
5389368
|
311,1
|
|
Забойный
конвейер EKF-3E 72V
|
1
|
6447364
|
160
|
|
Штрековый
конвейер GROT 225/750
|
1
|
1050657
|
264
|
|
Крепи
|
133
|
164593
|
-
|
|
Закладочный
конвейер «КЗ-1-228-Универсал-2»
|
4
|
303259
|
3*132
|
Величина капитальных вложений будет иметь вид:
Кобщ.=Кг.к.+Коб
Кг.к. - капитальные вложения на вертикальные и
горизонтальные проходки, тыс.руб;
Коб. -капитальные вложения в оборудование по
проходке в лаве, тыс.руб.
Величина капитальных вложений в горнокапитальные
выработки будет иметь вид:
Кг.к =Кпр.+Коб.пр.
Где 
-капитальные вложения в проходческие
работы, тыс.руб;
-капитальные вложения в оборудование
по проходке, тыс.руб.
Удельные капитальные вложения для
вертикальных стволов:
Для скиповых стволов:
Для клетьевых стволов:
. 
Удельные капитальные вложения в
горизонтальные и наклонные горные выработки:
Где 
=4600000 руб/м - удельные затраты на
проведение выработок;
=120000 руб/м
-
коэффициент, учитывающий стоимость очистных работ;- площадь сечения вертикальных
и горизонтальных выработок, м
;
- поправочный коэффициент,
учитывающий условия проведения выработки:
Где 
- коэффициент, учитывающий глубину
работ:
Здесь
в=0,60 км - средняя глубина
расположения выработки;
с=0,66 км - средняя глубина
скипового ствола;
к=0,60 км - средняя глубина
клетьевого ствола;
=1 - коэффициент, учитывающий
обводненность забоя;
=1 - коэффициент, учитывающий
выбросоопасность забоя;
- коэффициент, учитывающий длину
транспортирования:
- для
вертикальных выработок;
- для горизонтальных выработок;
Где L1=2740 м - средняя длина транспортирования
по главному направлению;=1375 м- средняя длина транспортирования по забою;= L1+
L2=4120 м- средняя длина транспортирования от забоя до ствола;
=2,82 - коэффициент, учитывающий
период строительства шахты.
Вертикальных стволов:
скиповые:
Кпр.=(4600000+120000*39,57)*1,06*2,82*660=18603,3
млн.рубп.=(0,99+0,12*0,66)*1*1*1=1,07
Коб.пр.=(8*39,57-52)*2,82*660=492.4
млн.руб
Кг.к.скип.= 18603,3+492.4 =19095,7
млн.руб.
клетьевые:
Кпр.=(4600000+120000*39,57)*1,06*2,82*600=16798.2
млн.руб.
Коб.пр.=(8*39,57-92)*2,82*600=380
млн.руб.
Кг.к.клет.= 16798.2 +380 =17178,2
млн.руб.
Кобщ.ствол.= Кг.к.скип + Кг.к.клет
=36274 млн.руб.
Для горизонтальных выработок.
Выработки главного направления.
н=0.99+0.12*0.6=1.1=0.99+0.12*2.74=1.3
=1.1*1*1*1.3=1.4
Согласно технологическим условиям на
главном направлении пройдено 5 штреков. Поэтому величина капитальных вложений
равна:общ.пр.гн =4*(4600000+120000*8.03)*1.4 *2.82*2740+ (4600000+120000*12.53)
*1.4*2.82*2740=307354 млн.руб
Выработки столба лавы.
н=0.99+0.12*0.6=1.1=0.99+0.12*1.375=1.2
=1.1*1*1*1.2=1.3
Для подготовки панели нарезаем 11 штреков.
Поэтому величину капитальных вложений равна:
общ.пр.панели=8*(4600000+120000*8.03)*1.3*2.82*1375+3*(4600000+120000*12.53)*1.3*2.82*1375=247053,5
млн.рубог= Kобщ.пр.гн + Kобщ.пр.панели =307354+247053,5
=624011,5млн.рубоц1=ЦEW-200/230*n+Цкрепь16/24*n +Цкрепь15/31*n
+Цконв.заб+Цконв.штрек.оц1=8253340*2+126450*140+242760*6+6447364+1050657=42678741тыс.рубоц2=Ц
SL-500S +Ц KGU310/Sol +Ц EKF-3E 72V +Ц GROT 225/750+Цкрепь*n+Ц
КЗ-1-228-Универсал-2*nоц2=14998203+5389368+6447364+1050657+164593*133+303259*4=50660311тыс.рубоб=42678741+50660311=93339052,0тыс.руб
Общие капиталовложения:
о=Kобщ.ствол+Kобщ.пр.гн+Kоб=36274000+624011500+93339052=710502386,5
тыс.руб
7.2 Расчет затрат по статье
“Электроэнергия на технологические цели”
Расчет затрат на электроэнергию производится по
двухставочного тарифу. Расход электроэнергии рассчитывается по формуле:
Н - скидка (набавка) за компенсацию
реактивной мощности, принимаем Н=0.
где 
- заявленная максимальная мощность,
кВт.
где 
- мощность i-го потребителя, кВт;
=0.65 - коэффициент спроса;
- тариф за 1кВт присоединенной
мощности:
где А - курс доллара на день
расчета;
- годовой объем потребляемой
энергии, 
:
=0.5 - коэффициент загрузки;п=1.1 -
коэффициент, учитывающий потери; 
=0.92 - КПД электродвигателя; 
=320*18=5760часов-
годовой фонд рабочего времени, где 320 - число рабочих дней в году; 18 - число
часов работы оборудования в сутки; 
- тариф за 1
потребленной энергии:
Валовая выемка верхней лавы
|
Наименование
электрооборудования
|
Количество
оборудования, штуки
|
Установленная
мощность, кВт (Nуст)
|
Суммарная
мощность, кВт (Nсум)
|
|
ЕВ-200/230ЛН
|
2
|
230
|
460
|
|
забойный
конвейер EKF-3E72V
|
1
|
320
|
160
|
|
Штрековый
конвейер
|
1
|
264
|
264
|
|
Итого:
4
|
884
|
Селективная выемка нижней лавы
|
Наименование
электрооборудования
|
Количество
оборудования, штуки
|
Установленная
мощность, кВт (Nуст)
|
Суммарная
мощность, кВт (Nсум)
|
|
Комбайн
SL-500S
|
1
|
740
|
740
|
|
Комбайн
KGU310/Sol
|
1
|
311,1
|
311,1
|
|
Забойный
конвейер EKF-3E 72V
|
1
|
160
|
160
|
|
Штрековый
конвейер GROT 225/750
|
1
|
264
|
264
|
|
Закладочный
конвейер «КЗ-1-228-Универсал-2»
|
4
|
3*132
|
396
|
|
Итого:
|
3059
|
=3943,1*0,65=2563,0кВт
а=104,7*(0,15+0,85*8140/22,04)=
32869,2 руб/кВт
Тэ=320*18=5760
чг=(3943,1*0,5*1,1/0,92)*5760=13577979,1 кВт*ч
в=0,871*(0,15+0,85*8140/22,04)=273.4
руб/кВт*ч
Сэ=2563*32869,2 +13577979,1
*273.4=3796993,2 тыс.руб.
7.3 Основная заработная плата
производственных рабочих
Заработная плата - это денежное
вознаграждение, выплачиваемое наемному работнику за его труд. Это часть
стоимости продукта, созданного и его трудом, в виде дохода от его продажи
потребителям, выдаваемая работнику предприятия или организации где он работает.
Величина заработной платы
устанавливается либо в виде должностного оклада, либо в виде тарифных ставок в
единицу времени, либо по сдельным расценкам и объемам выполненных работ, либо в
соответствии с заключенным контрактом между работником и работодателем.
В связи с тем, что количество
рабочих, обслуживающих оборудование при рассматриваемых системах разработки и
их соответствующие разряды одинаковы, следовательно затраты по трем следующим
статьям, включая и эту, будут равны по двум рассчитываемым вариантам.
Основная заработная плата
производственных рабочих будет вычисляться по формуле:
где
- прямая заработная плата, тыс.руб;
- сумма доплат, тыс.руб.
Формула примет вид:
Прямая заработная плата
определяется:
Где 
- часовая тарифная ставка рабочего
соответствующего разряда, руб; - годовой фонд времени, ч;
- норма обслуживания рабочего места.
здесь См=900000 руб.
-месячный фонд времени подземных
работ.
- тарифный коэффициент рабочего
соответствующего разряда.
Часовая тарифная ставка крепильщика
4-го разряда:
Счi=900000/136*1.48=9.8 тыс. руб
Прямая заработная плата
определяется:
для крепильщика:
Часовая тарифная ставка ГРОЗ 6-го
разряда:
Счi=900000/136*1.79=11.8 тыс.руб
Прямая заработная плата определяется:
для ГРОЗ:
Часовая тарифная ставка МГВМ 7-го
разряда:
Счi=900000/136*1.97=13тыс. руб
Прямая заработная плата
определяется:
для МГВМ:
Т.к. у нас работают одновременно 2
лавы, то затраты на заработную плату увеличиваются в 2 раза.
Основная заработная плата рабочих
составит:
7.4 Дополнительная заработная плата
производственных рабочих
Величина дополнительной заработной платы
обычно не превышает 10-15% от основной заработной платы. Однако для предприятий
горно-добывающих отраслей ее доля достигает 20-25% в связи с увеличенной
продолжительностью ежегодных отпусков.
Дополнительную заработную плату
примем в размере:
млн.руб
7.5 Отчисления на социальное и
медицинское страхование
Отчисления на социальное и
медицинское страхование определим по формуле:
млн.руб
7.6 Расчет затрат по статье
“Амортизация основных фондов”
Проведем расчет амортизации по
объектам неспециализированных фондов, в частности по оборудованию, с помощью
которого мы проводим подготовительные и очистные работы.
где i -группы однотипного
оборудования;- количество групп.
где 
- капиталовложения в i-тую группу
оборудования:
- нормативный срок службы
оборудования.
Валовая выемка верхней лавы
АEW-200/230=8253340*2/4.4=3751518
тыс.руб.
Акрепь
16/24=(126450*140)/(4,4*0,6)=6705682 тыс.руб.
Акрепь
15/31=(242760*6)/(4,4*0,6)=367818 тыс.руб.
Аконв.заб.=6447364/4,4=1465310
тыс.руб.
Аконв.штрек. =1050657/4,4=238786
тыс.руб.
Аобщ.1=
3751518+6705682+367818+1465310+238786=12529114 тыс.руб.
Селективная выемка нижней лавы
А SL-500S =14998203/4,4=3408683
тыс.руб.
А KGU310/Sol =5389368/4,4=1224856
тыс.руб.
А EKF-3E 72V =6447364 /4,4=1465310
тыс.руб.
А GROT 225/750.= 1050657/4,4=2388786
тыс.руб.
Акрепь=164593*133/(4,4*0,6)=8167304
тыс.руб.
А КЗ-1-228-Универсал-2
=303259*4/4,4=275690 тыс.руб.
Аобщ2= 3408683+1224856 +1465310
+2388786 +8167304+275690=14780629 тыс.руб.
Общие затраты на амортизацию по
панели:
АОБ=12529114+14780629=27309742,58
тыс.руб
При расчете амортизации по основным
фондам объекты разделяются на 3 группы, для каждой из которых определяются
потонные ставки по формуле:
АОФ=(Сп.1+ Сп.2+Сп3)*Qг
Сп.i=Кг.к.i/Зi
группа:
Сп.1= Ko/Зруд= 710502386,5/207500000=3,42
тыс.руб./т
группа:
Сп.2= Kгор/Згор= 563711400/785484000=0,72
тыс.руб./т
группа:
Сп.3= Kпан/(Qруд*tлавы)= 409996950,7/(3.5*
1712182,5)=68.42 тыс.руб./т
АОФ=(3.42+0,72+68.42)* 1712182,5=124233450,5
тыс.руб.
7.7 Расчет затрат по статье
“Ремонтный фонд”
Затраты на текущий ремонт принимаем равными
12,5% от капитальных вложений по оборудованию.
Затраты на капитальный ремонт принимаем равными
50% от амортизационных отчислений за год поданной группе оборудования.
КР=0,5*27309742,58=13654871 тыс.руб.
ТР=0,12*93339052,0=11200686 тыс.руб.
7.8. Расчет затрат по статье “Ремонт
и содержание горнокапитальных сооружений”
Принимается в размере 30% от амортизационных
отчислений по данным объектам:
Зр.с.г.к.=0,3* Аоб
Зр.с.г.к.=0,3*27309742,58=8192923 тыс.руб.
7.9 Расчет затрат по статье
“Накладные расходы”
Накладные расходы принимаем в размере 20% от
суммы затрат по всем предыдущих статьям.
Произведем расчет.
Знакл=0,2*(3796993,2+746000+124000+305000+124233450+93339052+11200686
+8192923)= 48387616 тыс.руб
7.10 Налоги, относимые на
себестоимость
Величину налоговых выплат, относимых на
себестоимость принимаем в размере 20% от фонда заработной платы.
Произведем расчет.
7.11 Калькуляция себестоимости
продукции
Годовой объем производства
Qг=1712182,5т/год.
Результаты расчета себестоимости
годового объема выпуска продукции сведем в таблицу.
Калькуляция себестоимости добычи 1 т
руды приведена в таблице 7.1
|
Наименование
статей расходов
|
Общая
сумма затрат, тыс.руб.
|
Себестоимость
1 т руды, тыс. руб.
|
Структура,
себестоимости, %
|
|
Электроэнергия
на тех. Цели
|
3796993,185
|
2,2
|
1,6
|
|
Основная
Заработная плата
|
746015,7176
|
0,4
|
0,3
|
|
Дополнительная
Заработная плата
|
124335,9529
|
0,1
|
0,1
|
|
Отчисления
на соц. и мед. Страхование
|
304623,0847
|
0,2
|
0,1
|
|
Амортизация
по основным фондам
|
124233450,5
|
72,6
|
52,2
|
|
Амортизация
по Оборудованию
|
27309742,58
|
16,0
|
11,5
|
|
Ремонтный
фонд: ТР
|
11200686,24
|
6,5
|
4,7
|
|
Ремонтный
фонд: КР
|
13654871,29
|
8,0
|
5,7
|
|
Ремонт
и содержание горно-капитальных сооружений
|
8192922,773
|
4,8
|
3,4
|
|
Накладные
расходы
|
48387615,89
|
28,3
|
20,3
|
|
Налоги
|
174070,3341
|
0,1
|
0,1
|
|
Участковая
себестоимость
|
238125327,5
|
139,1
|
100
|
7.12 Расчет условной отпускной цены
1т. руды
Расчет условной отпускной цены производится в
следующем порядке.
.Налоги на недвижимость.
Где 
- стоимость ОФ, тыс.руб;
=0,012 - ставка налога на
недвижимость;
- общая сумма капиталовложений,
тыс.руб.
.Чистая прибыль
Где 0,3 - планируемая
рентабельность; 
- полная
себестоимость по проекту, тыс.руб.
.Прибыль налогооблагаемая.
.Налог на прибыль
.Прибыль балансовая
.Объем выпуска продукции в условных
оптовых ценах
.Налог на добавленную стоимость. Не
учитываем, т.е. НДС=0.
.Объем выпуска продукции в условных
отпускных ценах
.Условная отпускная цена 1т. руды
Где 
- годовой объем добычи руды
По рассмотренному алгоритму
произведем расчет
Произведем расчет
.
Ннедв=0.6*710502386,5*0.012=5115617,183тыс.руб
.
Пч=0.3*238125327,5=71437598,3тыс.руб
. Пн.о. = 
87119022,3тыс.
руб
. Нпр=
15681424,0 тыс.руб
.П
б=5115617,183+71437598,3+15681424=92234639,4тыс.руб
.
ТПотп=238125327,5+92234639,4=330359967тыс.руб
.НДС=0
.Цу.отп.= 
7.13 Построение графика достижения
безубыточности
«Точка безубыточности» - это такой
объем производства, при котором затраты на производство (себестоимость) равны
выручке.
Выручка - это объем товарной
продукции в условных отпускных ценах.
Для построения графика введем
следующие обозначения:
В - выручка, тыс.руб;
- полная себестоимость по проекту,
тыс.руб;
- условная отпускная цена 1т.
продукции, 
;- условно
постоянные расходы в себестоимости продукции, приходящиеся на весь объем
производства, тыс.руб; принимаем 
;- условно переменные расходы в
себестоимости продукции, приходящиеся на 1т. объема производства, принимаем 
;
- любой объем производства, тыс.т;
- объем производства в «точке
безубыточности», тыс.т.
Исходя из принятых обозначений:
выручка будет иметь уравнение:
, тыс.руб;
полная себестоимость при любом
объеме производства составит:
, тыс.руб.
В «точке безубыточности» 
, т.е. 
Сдедовательно, будет
определяться по формуле:
Произведем расчет.
B=330359967,0 тыс.руб;
Сn=238125327,5тыс.руб;
=192,9;=83343864,6тыс.руб
=90.4;
В=192.9*Xтб
=83343864,6+90.4*Xтбтб=
812741,3т
7.14 Расчет и анализ
технико-экономических показателей
Анализ технико-экономических
показателей производится в относительных единицах в долях или в процентах.
За базовый принимаем первый вариант
- столбовую систему разработки. Результат покажет насколько изменится
показатель.
стоимость основных фондов
Соф=0.6*710502386,5=426301431,9
тыс.руб
амортизационные отчисления
124233450,5
27309742,58
151543193,1
производительность труда
ПТ=238125327.5/34=7003686тыс.
руб/чел
рентабельность вида продукции
РП=71437598,3/238125327.5*100%=30%
рентабельность инвестиций
РИ=71437598,3/710502386,5*100%=10.1%
рентабельность общая
РО=92234639,4/710502386,5*100%=13%
фондоотдача
Ф=238125327.5/426301431,9 =0.6
- условный период возврата инвестиций
УП=710502386.5/(714437598.3+15154193.1)=3.2года
7.15 Таблица технико-экономических
показателей
Итоги всех расчетов сводим в таблицу
7.2
|
Технико-экономические
показатели
|
Панель
|
|
Годовой
объем выпуска продукции в натур. ед., тыс.т.
|
1712
|
|
Годовой
объем выпуска продукции в стоим. выраж., тыс.руб.
|
330359967
|
|
Стоимость
основных фондов, тыс.руб.
|
426301431,9
|
|
Амортизационные
отчисления, тыс.руб.
|
151543193,1
|
|
Численность
работающих на участке, чел.
|
34
|
|
Производительность
труда, тыс.руб/чел.
|
7003686
|
|
Себестоимотсь
1т. руды, тыс.руб/т.
|
139.1
|
|
Условная
отпускная цена 1т. руды, тыс.руб/т.
|
192.9
|
|
Прибыль,
остающаяся в распоряжении предприятия (условная), тыс.руб.
|
71437598,3
|
|
Рентабельность
вида продукции, %
|
30
|
|
Рентабельность
инвестиций, %
|
10.1
|
|
Рентабельность
общая, %
|
13
|
|
Фондоотдача
|
0,6
|
|
Условный
период возврата инвестиций
|
3.2
|
|
Банковский
процент (не более)
|
10.1
|
ВЫВОДЫ
В данном дипломном проекте рассмотрены основные
вопросы вскрытия, подготовки и отработки Третьего калийного пласта 1РУ
Старобинского месторождения калийных солей.
Вскрытие запасов предлагается выполнить двумя
вертикальными стволами, находящимися в границах промлощадки. Добытую руды
транспортируют конвейерным транспортом до скипового ствола №1.
Третий калийный горизонт имеет сложное
геологическое строение и рекомендуется к столбовой системе разработке валовыми
и селективными лавами современным горно-добычным оборудованием.
Годовая производительность Третьего калийного
горизонта 7,5 млн. тонн в год может быть обеспечена вводом 8 очистных и 10
проходческих комплексов с производительностью 1712182,5 и 145000 тыс. тонн в
год соответственно. Ожидаемое содержание сильвинита в добываемой руде по лавам
составит: верх.KCl=36,6%; низ. KCl=44,6%.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
1. Белгорхимпром,
ОАО“Беларуськалий”. «Нормы технологического проектирования предприятий калийной
и соляной промышленности» - Солигорск 2011г.
. В.А.
Гребенюк, Я.С. Пыжянов, И.Е. Ерофеева «Справочник по горнорудному делу» Недра,
1983, 816 с.
. Правила
технической безопасности при разработке подземным способом соляных
месторождений Республики Беларусь - Мн: МОУП Слуцкая укрупненная типография,
2006 г.
. Сборник
инструкций к Правилам технической безопасности при разработке подземным
способом соляных месторождений Республики Беларусь - Мн: МОУП Слуцкая
укрупненная типография, 2006г.
. Инструкция
по расчёту количества воздуха, необходимого для проветривания рудников
Старобинского месторождения, Минск-Солигорск-Пермь, 2010г.
. Инструкция
по применению систем разработки на Старобинском месторождении, Солигорск-Минск,
2010г.
. Правила
по защите рудников от затопления в условиях Старобинского месторождения
калийных солей.-Минск 2006г.
. Инструкция
по охране и креплению горных выработок на Старобинском месторождении,
Солигорск-Минск, 2010г.
. А.В.
Песвианидзе “Расчёт шахтных подъёмных установок”. Москва “Недра” 1992г.
. Порцевский,
Катков. «Проектирование горных предприятий». Москва 2004г.
. Сведения
о геолого-разведочных работах на Дарасинском участке Старобинского
месторождения калийных солей 1962 и 2010 годов.
. П.С.
Сыркин, И.А. Мартыненко, А.Ю. Прокопов. “Шахтное и подземное строительство.
Часть1: Оснащение вертикальных стволов”. Новочеркасск 2000г.
. Нормативные
и методические документы по ведению горных работ на Старобинском месторождении
калийных солей. - Мн.: 1997.
. Руководство
по проектированию подземных выработок и расчету крепи. - М: Стройиздат, 1983.
. Некрасовский
Я.Э., Колоколов О.В. Основы технологии горного производства. М., Недра, 1981.
. Килячков
А.П. Технология горного производства. М., Недра, 1992.
. Калийные
соли припятского прогиба. Минск « Наука и техника» - 1984.
. Васючков
Ю.Ф. Горное дело. М., Недра, 1990.
. Бурчаков
А.С. и др. Проектирование шахт. М., Недра, 1985.
. Инструкция
по охране и креплению горных выработок. Солигорск-Минск-2010.
. Гетопанов
В.Н. и др. Горные и транспортные машины и комплексы. М., Недра, 1991.
. А.Е.
Смолдырев « Технология и механизация закладочных работ». Издательство «Недр»
Москва- 1914.
. Строительство
стволов шахт и рудников /под ред. О.С. Докукина: Справ. М., Недра, 1991.
. ГОСТ
12.0.003-74 ССБТ. Опасные и вредные производственные факторы. Классификация.
. ГОСТ
12.1.003-83 ССБТ. Шум. Общие требования безопасности.
. ГОСТ
12.1.004-91 ССБТ. Пожарная безопасность. Общие требования.
. ГОСТ
12.1.005-88 ССБТ. Общие санитарно-гигиенические требования к воздуху рабочей
зоны.
. ГОСТ
12.1.007-76 ССБТ. Вредные вещества. Классификация и общие требования
безопасности.
. ГОСТ
12.1.010-76 ССБТ. Взрывобезопасность. Общие требования.
. ГОСТ
12.1.012-90 Вибрационная безопасность. Общие требования безопасности.
. ГОСТ
12.1.019-85 ССБТ. Электробезопасность. Общие требования и номенклатура видов
защиты.
. ГОСТ
12.2.003-91 ССБТ. Оборудование производственное. Общие требования.
. ГОСТ
14254-96 Степени защиты, обеспечиваемые оболочками (код IP).
. ГОСТ
17494-87 Машины электрические вращающиеся. Классификация степеней защиты,
обеспечиваемых оболочками вращающихся электрических машин.
. СанПиН
№11-11-94 Санитарные правила для предприятий по добыче и обогащению рудных и
нерудных полезных ископаемых.
. СанПиН
2.2.4/2.1.8.10-32-2002 Шум на рабочих местах, в помещениях жилых, общественных
зданий и на территории жилой застройки.
. СанПиН
2.2.4/2.1.8.10-33-2002 Производственная вибрация, вибрация в помещениях жилых и
общественных зданий.
. СНиП
II-89-90 Генеральные планы промышленных предприятий. Нормы проектирования.
. СНБ
2.02.02-01 Эвакуация людей из зданий и сооружений при пожаре. - М.:
Минскстройархитектура, 2002.
. НПБ
- 5-2005 Категорирование помещений, зданий и наружных установок по
взрывопожарной и пожарной опасности.
. СНБ
2.02.01-98 Пожарно-техническая классификация зданий, строительных конструкций и
материалов. - М.: Минскстройархитектура, 2001.
. Естественное
и искусственное освещение. Строительные нормы проектирования ТКП
45-2.04-153-2009.