Проект вскрытия, подготовки и отработки Третьего калийного пласта в условиях шахтного поля 2 РУ ОАО 'Беларуськалий'
Введение
Добыча минеральных солей и продуктов их переработки
непрерывно возрастает как на мировом уровне в целом, так и в отдельных странах.
Одной из важнейших задач сегодня и в перспективе на будущее
является необходимость развития производства и полного обеспечения потребности
народного хозяйства в минеральных удобрениях.
Каждый килограмм калийных удобрений, внесенных в почву,
позволяет дополнительно получить до 5 кг зерна, 50 кг картофеля, 40 кг сахарной
свеклы, 20 кг томатов, 2 кг хлопка-сырца.
Ежегодно необходимо вносить в почву 40-200 кг калийных
удобрений на 1 га посевных площадей для восполнения питательных веществ.
Поэтому потребность в калийных удобрениях очень велика, а следовательно и
добыча калийных руд.
Более 95% всех калийных солей добывается шахтным способом на
двух месторождениях - Старобинском и Верхнекамском.
Жесткая конкуренция на рынках сбыта заставляет искать новые
организационные подходы к проблеме реализации продукции. Созданная калийными
предприятиями Беларуси и России Международная 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.
Продукция экспортируется в 52 страны земного шара: Китай,
Индия, Бразилия, Зимбабве, Алжир, Шри-Ланка, Перу, и др. В 2006 году
произведено около 6332,7 тыс. т минеральных удобрений в пересчете на 100% К2О.
Постоянно наращиваются объемы выпуска пользующихся спросом вновь освоенной на
предприятиях объединения продукции - обеспыленных мелкозернистых калийных
удобрений, пищевой и кормовой соли, полностью удовлетворяется потребность
населения в высококачественных удобрениях, выпускаемых в расфасованном виде.
Одним из важнейших условий увеличения добычи руды является эффективное
использование оборудования.
Для горнодобывающих отраслей промышленности особую
актуальность приобретают создание и внедрение машин и агрегатов высокого
технического уровня, обладающих значительной производительностью, большой
единичной мощностью при одновременном уменьшении их габаритов, снижение
металлоемкости, энергопотребления на единицу конечного продукта и повышения
надежности и долговечности.
Создание современных машин высокого технического уровня
предполагает использование новых прогрессивных методов проектирования, отказ от
большинства традиционных методов расчета и широкое применение при
конструировании современных ЭВМ.
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 и др.
1.
Характеристика района и месторождения
1.1
Общие сведения о месторождении
Старобинское калийное месторождение калийных солей расположено в
пределах Солигорского, Любанского и Слуцкого района Минской области РБ. Площадь
месторождения около 350 км
.
Открыто месторождение в 1949 году Белорусским 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 4-х
шахтных полях.
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 8 км от него к юго-западу расположен г.п.
Старобин, в 40 км к востоку - районный центр г. Любань, в 35 км к северу - г.
Слуцк. Со всеми вышеназванными населенными пунктами г. Солигорск связан
асфальтированным шоссе. Территория месторождения покрыта густой сетью грунтовых
дорог.
В Центральной части территории месторождения расположена станция
«КАЛИЙ» Белорусской железной дороги, построенная у Первого калийного комбината,
которая связана железнодорожной веткой со станцией г. Слуцк. Через последнюю
проходит железная дорога, соединяющая два крупных железнодорожных узла
Барановичи и Осиповичи, первый из которых находится на магистральном пути
Москва-Брест, а второй - Вильнюс-Киев.
В г. Солигорске, помимо объектов горно-химической индустрии,
расположенных на 4-х рудоуправлениях ОАО «Беларуськалий», имеются: завод
железобетонных конструкций, 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.
В районе имеются месторождения строительных материалов
(песчано-гравийный материал, строительные пески и другие), часть которых в
настоящее время разрабатывается.
Район месторождения густо населен. Основным занятиям местного
населения является сельское хозяйство и лишь в наиболее крупных населенных
пунктах (Слуцк, Погост, Старобин, Глуск, Любань) имеются небольшие предприятия
местной промышленности и промысловой кооперации. В геоморфологическом отношении
месторождение расположено в пределах северного окончания Припятской впадины Полесья.
Рельеф района месторождения равнинный. Лишь в северной части
встречаются холмообразные возвышенности конечно-моренных гряд. Абсолютные
отметки земной поверхности изменяются от +137,9 до +173,2 м.
Климат района умеренно-континентальный, характеризующийся
прохладным летом и умеренной непостоянной теплой зимой. Зимний период
характеризуется крайне неустойчивой температурой, частой сменой морозов и
оттепелей, средняя температура самого холодного месяца января составляет - 6°.
Высота снежного покрова составляет 18 см. Лето характеризуется умеренной
температурой, обильными осадками. Среднемесячная температура самого теплого
месяца июля +18°.
Максимальное количество осадков выпадает в июле (от 76 до 108 мм),
среднегодовая абсолютная влажность воздуха равна 6,9 г/м3. Для
района характерно развитие частых ветров со средней скоростью 2,9 - 6,6 м/сек,
направление ветров в основном западное и юго-западное.
Территория района месторождения покрыта густой сетью рек и ручьев.
Главной водной артерией является р. Случь с притоком р. Морочь. По данным
Старобинского гидропоста в январе ширина р. Случь - 41,85 м, средняя глубина
-1,06 м, наибольшая глубина -1,51 м, средняя скорость -0,2 м/с, максимальная
скорость - 0,3 м/с, общий расход воды -9,16 м
/мин. На реке Случь в районе г. Солигорска создано крупное
водохранилище, служащее источником технического.
Рисунок 1.1. Расположение шахтных полей Краснослободского и
действующих рудников на Старобинском месторождении:
- изолинии содержания слабых прослойков;
- контур выклинивания Третьего калийного пласта;
- региональные и краевые тектонические нарушения;
- охранные целики различного назначения;
- границы шахтных полей.
1.2
Стратиграфия
Геологическое строение шахтного поля рудника Второго
рудоуправления особо не отличается от строения всего месторождения. Здесь
принимают участие породы кристаллического фундамента докембрийского возраста, и
осадочный чехол, представленный верхнепротерозойскими, палеозойскими,
мезозойскими и кайнозойскими породами.
Породы кристаллического фундамента (Ar+Pt1) залегают
на площади месторождения на глубинах 1600-2500 м. Представлены гранитами и
гранодиоритами. Они несогласно перекрыты образованиями осадочного чехла, в
основании которого развита мощная (до 350 м) красноцветная среднерифейская
белорусская (пинская) серия, представленная мелко- и среднезернистыми
песчаниками и песками с редкими прослоями красно-бурых и темно-серых глин. На
ней с размывом и несогласием залегает толща (около 110 м) вендских
туфогенно-осадочных пород.
Разрез девонских отложений, как и в других частях Припятского
прогиба, начинается отложениями средне- и верхнедевонской терригенной толщи. В
составе верхнего девона выделяются отложения франского и фаменского ярусов.
Отложения франского яруса (D3fr) подразделяются на три толщи:
Ø Нижняя глинистая -
сложена доломитовыми глинами и мергелями, содержащими алевролитовый и песчаный
материал и прослои доломита. Мощность колеблется от 28 до 50 м.
Ø Средняя доломитовая
представлена плотными кавернозными кристаллическими доломитами серого цвета,
мощностью равной 96 м.
Ø Верхняя гипсоносная
(мощность 20-85 м), представленная глинами и мергелями, обычно доломитовыми,
серой и зеленовато-серой окраски с прослоями гипсо-ангидритовых пород и
доломитов.
Отложения фаменского яруса подразделяются на три толщи:
межсолевая, верхняя соленосная и надсолевая глинисто-мергелистая.
Межсолевую толщу слагают доломитизированные известняки с
прослоями алевролитов, песчаников, карбонатных глин и мергелей. Мощность их
составляет до 200 м.
Соленосная толща представлена многократным чередованием
хорошо выдержанных пластов каменной соли с пачками глинисто-карбонатных пород,
в основном глин и мергелей. Она заключает в себе 4 калийных горизонта, каждый
из которых приурочен к мощному пласту каменной соли.
Надсолевая глинисто-мергелистая толща залегает согласно на
соленосной толще и мощность ее колеблется от 230 до 560 м. По литологическому
составу эта толща разделяется на две подтолщи: верхнюю - глинисто-мергелистую
(безсульфатную) и нижнюю - гипсово-мергельно-глинистую (сульфатную). Для нижней
части гипсово-мергельно-глинистой подтолщи характерны прослои ангидрита и
ангидрит-известковой породы, а для верхней - прожилки и прослои гипса и
гематитовых прослоев. В нижней части глинисто-мергелистой подтолщи отмечается
исчезновение гипса и присутствие прожилков керогнесодержащих пород
(сапропелевые мергели, горючие сланцы) и прослои строматолитовых известняков.
В разрезе мезозойско-кайнозойских отложений выделяются
юрские, меловые, палеогеновые, неогеновые и четвертичные образования.
Юрские отложения распространены спорадически и представлены
чередованием серых и темно-серых слюдистых и песчанистых глин с прослоями и
линзами песков, обогащенных растительными остатками.
Верхнемеловые отложения (сеноманский, сенонский и туронский
ярусы) распространены на всей территории месторождения. Они несогласно залегают
на поверхности глинисто-мергелистой свиты верхнего девона или на
северо-восточной части месторождения - на юрских отложениях. Сложены они
преимущественно писчим мелом.
Палеогеновые кварц-глауконитовые пески и слабоцементированные
песчаники развиты повсеместно и имеют мощность в среднем около 28 м.
Неогеновые отложения представлены песками кварцевыми тонко-мелкозернистыми
с пластами и линзами глин серых и желтовато-серых, иногда присутствуют пласты и
линзы бурого угля. Мощность их колеблется от 5 до 50 м.
Четвертичные отложения слагаются, в основном,
флювиогляционпыльными и ледниковыми песчано-глинистыми и гравийными
отложениями, а также древними и современными аллювиальными отложениями.
Мощность их около 50 м.
1.3
Тектоника
рудник стратиграфия тектоника месторождение
Старобинское месторождение калийных солей расположено в
пределах северо-западной части Червонослабодской тектонической ступени.
Особенности геологического строения этой территории
обусловлены наличием и развитием обрамляющих ее региональных разломов.
Кристаллический фундамент на площади месторождения разбит на
ряд блоков. 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 второго рудника расположено в пределах Западного
и Восточного тектонических блоков, ступенеобразно погружающихся в восточном
направлении.
В настоящее время геофизическими и буровыми работами
достаточно полно изучены субмеридиональные Северо-западное и Западное
нарушения, а также центральное Краснослабодское с севера на юг пересекающее
площадь Краснослабодского участка с амплитудой смещения пластов от 30 до 100 м.
Углы падения сбрасывателя колеблются от 15 до 85 градусов.
Все эти нарушения затрудняют отработку месторождения, создают
угрозу прорыва подземных вод в горные выработки и требуют дополнительных геологоразведочных
работ. Кроме того, вблизи тектонических нарушений увеличиваются углы падения
пласта, встречаются трещины разрыва со смещением слоев, породы в зоне
брекчированы, и наблюдаются замещения сильвинитовых слоев каменной солью.
1.4
Гидрогеология
Старобинское месторождение расположено в краевой
северо-западной части Припятского артезианского бассейна. В пределах
месторождения различают:
• надсолевой водоносный комплекс в
мезозойско-кайнозойских отложениях;
• подсолевой водоносный комплекс в породах девона и
верхнего протерозоя (венда).
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 100-120 м относится к зоне
активного водообмена и подстилается регионально выдержанными водоупорными
породами ГМГ. Воды его преимущественно пресные используются для хозяйственного
питьевого водоснабжения.
Подсолевой водоносный комплекс общей мощностью около 1000 м
приурочен к карбонатным породам фаменского и франского ярусов верхнего девона,
к терригенным породам среднего и верхнего протерозоя, разделенных относительно
водоупорными породами ливенского, пашийско-кыновского и пярнуско-наровского
горизонтов. Водовмещающие карбонатные породы верхнего девона характерезуются
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 500-1000 м, служащих надежными
водоупорами, обеспечивающими 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 высококонцентрированными рассолами.
1.5
Краткая геологическая характеристика шахтного поля 2РУ
Шахтное поле рудника Второго рудоуправления расположено в
крайней северо-западной части Старобинского месторождения калийных солей. На
востоке оно граничит с шахтными полями Первого и Третьего рудоуправлений, а на
западе и севере ограничено разрывными тектоническими нарушениями, простирающими
в северном и северо-восточном направлении, установленными по данным сейсморазведочных
и горных работ.
В пределах разрабатываемого шахтного поля развиты 4 калийных
горизонта: первый, второй, третий, четвертый (счет от поверхности земли).
Залегают они внутри мощных пачек каменной соли. Представляют собой пластовые
залежи, пологопадающие в северо-восточном направлении под углом 1-3°,
осложненные на площадях, примыкающих к тектоническим нарушениям и в зонах
выклинивания калийных горизонтов. Из 4-х калийных горизонтов требованиям
качеству отвечают 2-й горизонт и нижний сильвинитовый пласт 3-го калийного
горизонта, которые и отрабатываются в настоящее время.
Второй калийный горизонт в пределах шахтного поля залегает на
глубинах от 403 м до 533 м с погружением пласта в северо-восточном и
северо-западном направлениях под углом 1-3°. На отдельных участках шахтного
поля у тектонических нарушений угол падения пласта увеличивается до 5-8°. Общая
площадь промышленных запасов на гор. -290 м по состоянию на 1.01.2010 года
составляет 7568,4 тыс. м. Южная граница распространения имеет
постседиментационную природу, а северная и западная - тектоническую.
Мощность горизонта колеблется от 2,46 до 3,08 м и в среднем
составляет 2,86 м. Содержание KCL в пласте колеблется от 26,44% до 31,58% и в
среднем составляет 29,61%. Содержание Н.О. от 6,22% до 16,60% и в среднем
составляет 10,13%.
По своему строению горизонт чётко подразделяется на три слоя -
верхний - сильвинитовый, средний - галитовый и нижний - сильвинитовый.
Сильвинитовые слои представляют собой чередование сильвинитовых и галитовых
прослойков, в которых встречаются небольшие прослойки глины. Средняя мощность
верхнего и нижнего сильвинитовых слоев составляет соответственно 0,93 и 1,01 м,
а содержание KCL соответственно 42,66% и 40,89%, Н.О. - 6,22% и 8,10%. Средний
галитовый слой состоит из прослоев каменной соли, разделённых прослоями глины.
В отдельных прослоях каменной соли отмечается вкрапленность сильвинита.
Мощность среднего галитового слоя колеблется от 0,81 до 1,08 м и в среднем
составляет 0,92 м. Содержание KCL по слою колеблется от 2,71% до 5,43% и в
среднем составляет 3,95%.
Покрывающие горизонт породы представлены частым чередованием
прослойков каменной соли мощностью от 1-2 см до 10-40 см и глины мощностью от
долей мм до 10-25 см. В интервале до 0,8 м от кровли пласта залегают маломощные
прослойки песчаниковидной соли.
Третий калийный горизонт в пределах шахтного поля залегает на
глубинах от 493 м до 688 м с погружением пласта в северном и северо-восточном
направлениях под углом 1-3°. На отдельных участках шахтного поля у
тектонических нарушений угол падения увеличивается до 5-8 и более градусов.
Мощность III горизонта колеблется в пределах 14,21 и 27,86 м. Общая площадь
промышленных запасов на гор. -445 м по состоянию на 01.01.2010 г. составляет
24645,8 тыс. м. На вскрытой части шахтного поля калийный
горизонт имеет повсеместное распространение и подразделяется на три пачки:
верхнюю - сильвинитовую (забалансовую), среднюю - глинисто-карналлитовую и
нижнюю - сильвинитовую (промышленную).
Верхняя забалансовая пачка прослеживается на всей разведанной
площади шахтного поля и сложена чередующимися прослоями сильвинита,
сильвинито-карналлитовой породы и каменной соли с прослоями глины и мощностью
до 5 см. Мощность верхней сильвинитовой пачки колеблется от 1,73 до 5,0 м.
Средняя глинисто-карналлитовая пачка сложена глиной с прослоями
каменной соли, карналлита и сильвинита-карналлитовой породы. Мощность их
колеблется от 6 до 10,7 м.
Нижняя сильвинитовая пачка представляет собой II продуктивный
пласт, в разрезе которого выделяется шесть сильвинитовых слоев, разделённых
слоями каменной соли. Промышленное значение имеют II, III и IV сильвинитовый
слои. Средняя мощность промышленной пачки составляет 4,2 м, содержание KCL по
слоям II-IV в среднем составляет 21,33%, содержание H.О. - 4,89%.
Таблица 1.5.1. Качественная характеристика полезного ископаемого
|
Наименование
горизонта
|
Наименование
слоя
|
Мощность
слоя, м
|
Содержание в
процентах
|
|
|
|
|
KCL
|
Н.О.
|
|
Второй
горизонт
|
Верхний
|
0,92
|
42,43
|
5,85
|
|
Средний
|
0,88
|
3,65
|
14,22
|
|
Нижний
|
1,02
|
42,46
|
6,99
|
|
По пласту
|
2,82
|
30,30
|
8,88
|
|
Третий
горизонт
|
II
|
0,65
|
43,78
|
2,15
|
|
II-III
|
0,57
|
4,91
|
5,86
|
|
III
|
0,81
|
30,65
|
3,28
|
|
III-IV
|
1,12
|
2,58
|
б, 94
|
|
IV
|
1,06
|
26,51
|
4,36
|
Физико-механические свойства руды оказывают влияние на
производительность комбайна, его работоспособность. При этом наиболее важным
являются следующие свойства:
· объёмная масса руды;
· абразивность;
· угол естественного откоса;
· фракционный состав;
· коэффициент внутреннего и внешнего трения.
Объёмная масса и абразивность руды типовая для месторождения,
так как наличие в отбойной массе фракций менее 0,02 - 0,05 мм увеличивает
потери сильвинита при его обогащении. Установлены ограничения - в процессе
резания соли объём указанных фракций не должен превышать 1%.
Таблица 1.5.2. Физико-механические свойства руды
|
Показатели
|
Единицы
измерения
|
Калийные
горизонты
|
|
|
|
Второй
|
Третий
|
|
Объемная масса
|
т/м3
|
2,09
|
2,11
|
|
Пористость
|
%
|
6,2
|
3,3
|
|
Естественная
влажность
|
%
|
1,9
|
0,7
|
|
Коэффициент
разрыхления
|
|
1,4
|
1,4
|
2.
Запасы шахтного поля
2.1
Подсчет запасов
Подсчет балансовых запасов производим исходя из средней
мощности калийных пластов, их площади и объемного веса руды.
Балансовые запасы II горизонта:
бII = S∙m∙v
Где: S - площадь II горизонта, S = 48522,9 тыс.
м2;
m - средняя мощность пласта II горизонта, m
= 2,86 м;
v - объемная масса руды II горизонта, v =
2,09.
QбII = 48522900∙2,86∙2,09 =
290040770 тонн.
Балансовые запасы III горизонта:
бIII = S∙m∙v
Где: S - площадь III горизонта, S = 54629,3
тыс. м2;
m - средняя мощность пласта III горизонта, m
= 4,2 м;
v - объемная масса руды III горизонта, v =
2,11.
QбIII = 54629300∙4,2∙2,11
= 484124850 тонн.
Промышленные запасы П.И.:
пр = Qб∙Кизв
Где: Кизв - коэффициент извлечения по
системе разработки, из практических данных рудника для II горизонта Кизв
= 0,58, для III горизонта Кизв = 0,44.
Промышленные запасы II и III горизонтов составляют:
QпрII = 290040770∙0.58 =
168223650 тонн;
QпрIII = 484124850∙0,44 =
213014930 тонн
Суммарные балансовые запасы руды по двум горизонтам составляют:
б = QбII + QбIII
б = 290040770 + 484124850 = 774165620 тонн
Суммарные промышленные запасы руды по двум горизонтам
составляют:
пр = QпрII + QпрIII
пр = 168223650 + 213014930 = 381238580 тонн
Балансовые и промышленные запасы по II и III горизонтам сводим
в табл. 2.1.
Таблица 2.1.
|
Горизонт
|
Балансовые
запасы, т
|
Промышленные
запасы, т
|
|
II горизонт
|
290040770
|
168223650
|
|
III горизонт
|
484124850
|
213014930
|
|
Суммарные
запасы
|
774165620
|
381238580
|
2.2
Режим работы рудника и обоснование его проектной мощности
Режим работы рудника непрерывный (7 дней в неделю) и
слагается из четырех смен: три смены является добычными и одна
ремонтно-подготовительная. Продолжительность смены составляет 6 часов.
Режим работы каждого горизонта - 6 дней в неделю по добыче
руды и один общий выходной день для профилактических работ на подъеме.
Режим работы горных участков - 5 дней в неделю с двумя
выходными днями, один общий по горизонту - суббота или воскресенье, второй - по
скользящему графику.
Планируемое время работы горизонта рудника определяется
следующим образом:
Т = t
- t
- t
- t
Где: t - календарное число дней в году, t= 365;
t - число праздничных дней, t = 9;
t - число выходных дней, t = 52;
t - остановка рудника на ремонт, t = 4.
Т = 365 - 9
- 52 - 4 = 300 дней
Все изменения режима работы рудника в течении года уточняются в
установленном порядке соответствующими документами.
Исходя из промышленных запасов и состоянием рынков сбыта принимаю
производительность рудника 6000 тыс. т. сырых солей в год.
Срок службы горизонта:
Где: Qпр - промышленные запасы рудника, млн. т.;
А - годовая мощность рудника, млн. т./год. А= 6 млн. т./год
Принимаем Т = 56 лет.
Полный срок службы шахты определяется с учетом времени на развитие
и свертывание добычи. Время на развитие (освоение) необходимо в начальный
период работы, когда шахта после сдачи в эксплуатацию постепенно осваивает
проектную мощность. Свертывание добычи относится к последним годам работы,
когда дорабатываются отдельные части шахтного поля, погашают ранее оставленные
целики. В этот период шахта снижает добычу против установленной проектом. Срок
освоения производственной мощности принимаю 4 года.
Время на свёртывание добычи примерно составляет ½
от продолжительности периода
освоения.
Полный срок службы 3 горизонта с учётом периодов освоения и
свёртывания добычи составляет:
Т
= Т + 6
Т=29 + 6 = 35 лет.
3.
Вскрытие и подготовка шахтного поля
3.1
Выбор способа вскрытия
Большая производственная мощность рудника (6 млн. т/год) и
значительная глубина залегания говорит о целесообразности вскрытия месторождения
вертикальными стволами с поверхности. Поскольку калийные пласты представляют
горизонтальные залежи с большой площадью, а над месторождением с поверхности
располагается Солигорское водохранилище, с расположенными по его берегам жилыми
поселками и сельскохозяйственными угодьями, представляется возможным применить
только центральный способ вскрытия сближенными стволами.
Для рассмотрения предлагаются два варианта вскрытия:
I вариант - вскрытие в центре
двумя главными вертикальными стволами на полную глубину до II и III калийных
пластов;
II вариант - вскрытие в центре двумя главными стволами до
II калийного пласта с последующей углубкой до III калийного пласта 3 наклонными
стволами под углом 11° по трем главным направлениям.
3.2.
Главные выработки вскрытия
I вариант.
Для горизонта II калийного пласта (горизонта с отметкой 290
м). Вскрытие производится стволами №1 (грузолюдской), №3 (вентиляционный).
Горизонт III пласта вскрыт стволами №2 (грузолюдской), №3
(вентиляционный).
Стволы №1, №2 служат запасными выходами с соответствующих
горизонтов. Вспомогательной выработкой вскрытия является клетьевой ствол №3,
который служит для спуска и подъема людей, доставки в рудник оборудования и
материалов, а также является воздухоподающим стволом (рис. 3.1).
Рисунок 3.2.1. Вскрытие горизонта -445 двумя вертикальными
стволами
вариант.
Главные вскрывающие выработки:
горизонт - 290 м - скиповой ствол №1;
горизонт - 445 м (комбинированный вариант) - скиповой ствол
№2 до горизонта 290 м и 3 конвейерных наклонных ствола до горизонта 445 м.
Вспомогательный ствол №3 выполняет функции аналогичные I
варианту.
Горизонтальные вскрывающие выработки: при обоих вариантах вскрытия
подготовительные работы на горизонтах ведутся по 3 главным направлениям:
Северное, Южное и Юго-Восточное. По каждому направлению предусматривается
проведение пяти главных выработок, сечение 8,1 м:
главные транспортные штреки №1, №2, служащие для транспортировки
людей автотранспортом, доставки оборудования и материалов;
главный конвейерный штрек, который предназначен для
транспортирования руды к стволу;
главные вентиляционные штреки №1, №2 отводят отработанную струю.
Рисунок 3.2.2. Вскрытие горизонта -445 вертикальными и наклонными
конвейерными стволами
3.3
Экономическая оценка вариантов вскрытия
Капитальные затраты по сравниваемым вариантам вскрытия
представлены в Табл. 3.1.
Таблица 3.3.1. Капитальные затраты по сравниваемым вариантам
вскрытия.
|
Название
выработки
|
Статьи
затрат
|
Общая длина,
м
|
Сечение, м2
|
Объем, м3
|
Стоимость
оборуд., тыс. руб.
|
Капитальн.
затраты, млн. руб.
|
Всего кап.
затр., млн. руб.
|
|
По первому
варианту
|
|
Ствол №1
|
ПГВ Стоимость
оборуд.
|
510
|
44,16
|
27550
|
5424650
|
149449,3
27516,5
|
176965,8
|
|
Ствол №2
|
ПГВ Стоимость
оборуд.
|
690
|
44,16
|
36290
|
5424650
|
196860,4
36247,7
|
233108,1
|
|
Штреки главных
направлений
|
Гор 290 Гор 445
|
153000 153000
|
8,1
|
1300500 1300500
|
|
514998,0
514998,3
|
1029996,0
|
|
Околоствольный
двор
|
Гор 290 Гор 445
|
|
|
|
|
146338,5
10312,5
|
156651,0
|
|
Подземная
установка ствола №2
|
Гор 445
|
|
|
|
|
39562,1
|
39562,1
|
|
ИТОГО кап.
затраты по первому варианту
|
1636283,0
|
|
По второму
варианту
|
|
Ствол №1
|
ПГВ Стоимость
оборуд.
|
510
|
44,16
|
27550
|
5424650
|
149449,3
27516,5
|
176965,8
|
|
Ствол №2
|
ПГВ Стоимость
оборуд.
|
510
|
44,16
|
27550
|
5424650
|
149449,3
27516,5
|
176965,8
|
|
Наклонные
стволы
|
«Северный
«Южный» 'Юго-Восточн»
|
1040 1040 1040
|
8,1 8,1 8,1
|
9010 9010 9010
|
3404500 3404500
3404500
|
30641,5 30641,5
30641,5
|
89823,6
|
|
Штреки главных
направлений
|
Гор 290 Гор 445
|
134440 134440
|
8,1
|
1222980 1222980
|
396000
|
418600,1
|
837203,6
|
|
Околоствольный
двор
|
Гор 290 Гор 445
|
|
|
|
|
165657,2
87378,5
|
253035,7
|
|
Подъемная
установка ствола №2
|
Гор 290
|
|
|
|
|
37705,8
|
37705,8
|
|
Конвейера
наклонных стволов
|
Гор 445
|
3120
|
|
|
|
4277,3
|
4277,3
|
|
ИТОГО кап.
затраты по второму варианту
|
1721977,7
|
Таблица 3.3.2. Выработки вскрытия
|
Наименование
горизонта, главные направления
|
Название
выработки
|
Кол-во
|
Длина одной
выработки, м
|
Сечение, м2
|
Общая длина, м
|
|
I вариант
|
|
Гор-290
|
Ствол №1
|
1
|
510
|
44,16
|
510
|
|
Гор-445
|
Ствол №2
|
1
|
690
|
44,16
|
690
|
|
Гор-290-445
|
Ствол №3
|
1
|
690
|
44,16
|
690
|
|
II вариант
|
|
Гор-290
|
Ствол №1
|
510
|
44,16
|
510
|
|
Гор-290
|
Ствол №2
|
1
|
510
|
44,16
|
510
|
|
Гор-445
|
Наклонный ствол
|
3
|
1040
|
8,1
|
3120
|
|
Подготовительные
капитальные выработки
|
|
Северное гл.
направление
|
Транспортный,
конвейерный, вентиляционный
|
5
|
7440
|
8,1
|
37200
|
|
Южное гл.
направление
|
Транспортный,
конвейерный, вентиляционный
|
5
|
7540
|
8,1
|
37700
|
|
ИТОГО
|
15
|
|
|
74900
|
Из расчета капитальных затрат были исключены объемы и
оборудование, имеющие одинаковую стоимость (ствол №3, АБК, здания, машины и
др.)
3.4
Определение эксплуатационных расходов
Таблица 3.4.1. Эксплуатационные расходы
|
Статья
затрат
|
Стоимость
расходов
|
Параметр
определения затрат
|
Удельные
эксплуатационные расходы, руб./т
|
|
|
|
I вариант
|
II вариант
|
I вариант
|
II вариант
|
|
Подъем руды
скипами
|
Пост №1 Пост №2
|
На 100 м по
вертикали, 26400 руб./т
|
Н=510 м Н=690 м
|
Н=510 м Н=510 м
|
134640 182160
|
134640 134640
|
|
Подъем руды по
наклонному стволу
|
«Север» «Юг»
«Юго-Восток»
|
На 100 м по
наклону 39600 руб./т
|
|
Н=200 м
|
|
79200
|
|
Конвейерный
транспорт руды по горизонту
|
Гор 290 Гор 445
|
19800 руб./т-км
|
L=29400 м
L=29400 м
|
L=29400 м
L=26280 м
|
582120 582120
|
582120 520344
|
|
ИТОГО
|
1481040
|
1450944
|
3.5
Экономическая оценка вариантов вскрытия по приведенным затратам
Где: Спр - приведенные затраты, тыс. руб./т;
K -
капитальные затраты, руб.;
A - годовая
производительная мощность рудника, т.;
Еп
- нормативный коэффициент экономической эффективности капиталовложений (для
калийной промышленности Еп = 0,12).
Для первого варианта:
Cпр1 = (1481,04 + 0,12∙1636283070) / 600000 = 32,73 тыс. руб./т;
Для второго варианта:
Cпр2 = (1450,94 + 0,12∙1721977755) / 600000 = 34,44 тыс. руб./т;
Согласно расчетам разность затрат между I и II вариантами вскрытия
составляет 5%. Так как разница между вариантами менее 10% (арифметическая
погрешность составляет 5-10%), то предложенные варианты вскрытия являются
равноценными. Предпочтение отдаем I варианту (вскрытие вертикальными стволами
на глубину обоих горизонтов). Благодаря большей надежности, технологической
ценности транспорта и подъема, меньших эксплуатационных расходов на подъем,
данный вариант является более выгодным в техническом и эксплуатационном
отношении.
4.
Организация работ по руднику
Работа рудника планируется по графику пятидневной рабочей
недели с двумя выходными днями.
Выходной день предоставляется:
а) технологическим сменам (звеньям) горных участков, ПВРСТ -
по скользящему графику.
б) ремонтным технологическим звеньям горных участков ПВРСТ,
ПЭММ, ПУВРКТ и других служб - через пять дней на шестой день недели. Выходные
дни по горизонтам не совпадают. Разница между ними составляет два - три дня.
в) остальным трудящимся выходной день представляется в субботу
и воскресенье.
Продолжительность технологических смен 6 часов. Добыча руды и
ремонтно-подготовительные работы участка организуются следующим образом:
а) в три смены продолжительностью по 6 час. 00 мин.
производится добыча руды,
б) четвертая смена - в течение 6 час. 00 мин. ведутся
ремонтно-подготовительные работы.
Следовательно, в течение суток суммарное время добычи
составляет 18 часов, ремонтно-подготовительных работ - 6 часов, т.е. 25% от
общего баланса суточного рабочего времени.
Для ревизии подъемной машины и осмотра ствола ежесуточно
отводится 6 часов на каждый ствол.
Для производства ремонтных работ, наладки ежемесячно
отводится двое суток на каждый ствол. В эти дни добыча не производится.
С учетом праздничных дней, остановок фабрики и общего количества
дней работы рудника в месяц, время работы рудника по добыче в 2008 году
планируется в количестве 332 суток.
5.
Подъем
Выбор типа подъемной установки и подъемных сосудов
Часовая производительность подъемной установки:
рудник стратиграфия тектоника месторождение
(5.1)
Где Aгод - годовая добыча горизонта (6 млн. т.);
n=332 -
число рабочих дней в году;
t=18 -
число часов работы подъемной установки в сутки, ч;
С=1,5 -
коэффициент резерва по подъему.
Определение высоты подъема
Отметка горизонта относительно уровня моря составляет -670 м.
Мощность наносов в месте заложения стволов - 20 м. Таким образом, глубина
ствола до загрузочной площадки Hств = 690 м. Величина переподъема
составляет 20 м.
Окончательно имеем высоту подъема скипов: Hп =
690 + 20 = 710 м.
Емкость и грузоподъемность скипов для руды:
(5.2)
Принимаем двухскиповый подъем с грузоподъемностью скипов по 24т.
Объем скипа
(5.3)
где Kp = 1,3 - коэффициент разрыхления;
gр
= 2,1 - объемный вес руды.
Принимаю скипы со следующими параметрами:
Ø объем скипа V=15м3;
Ø грузоподъемность скипа Qc=24т;
Ø «мертвый» вес скипа Qм=12,8т;
Ø длина скипа hск=12
м;
Ø путь скипа в разгрузочной
кривой hп.р. = 4 м.
Длина отвеса каната:
o = Hп + Hк + Hпетли
- hпр.пл. (5.4)
где Hп = 710 м - высота подъема;
Hпетли = 0 м;
Hк = 30 м - высота копра;
hпр.пл. = 20 м - высота приемной
площадки.
Ho = 710 + 30 + 0 - 20 = 720 м
Вес 1 погонного метра каната
Для определения диаметра каната h, выбора его по
стандарту в проектной практике используют косвенные параметры - вес 1 п.м.
каната
(5.5)
где Pк - вес одного погонного метра каната, кг;
Qм -
«мертвый» вес скипа, т;
sв-временное сопротивление разрыву;
Кс
- статический запас прочности каната (Кс = 6,5);
l - коэффициент свивки (1,1¸1,15).
Выбираем канат ГОСТ 7668-69 с параметрами:
dк
= 60 мм - диаметр каната;
Pк
= 19,8 кг/п.м. - погонный вес каната;
Pz
= 355000 кг. - разрывное усилие всех проволок каната.
.1.7. Проверка выбранного каната на статический запас прочности:
(5.6)
где P'n = 19,8 кг - выбранный по стандарту
погонный вес каната.
Выбранный канат удовлетворяет условию запаса прочности.
Диаметр барабана подъемной машины
б.м. = 79× dк
(5.7)
б.м. = 79 × 60 =
4740 мм
Принимаем больший (ближайший) по стандартному ряду: Dб.м.
= 5000 мм.
Согласно полученным значениям выбираем подъемную машину типа
БЦК8/5х1,7 (табл. 5.1).
Таблица 5.1. Основные параметры машины БЦК 8/5 х 1,7
|
Диаметр
барабана: Большого Дб Малого Дм
|
8000 мм 5000
мм
|
|
Длина барабана
большого bб.ц малого bм.ц
|
1,7 м 0,87 м
|
|
Максимальное
статическое натяжение каната
|
63т.с
|
|
Максимальная
разность статических натяжений канатов
|
48т.с.
|
|
Число слоев
каната
|
1
|
Максимальное статическое натяжения одной ветви каната
(5.8)
Максимальная разность статических натяжений грузовой и порожней
ветви:
(5.9)
где k = 1.15 - коэффициент «вредности сопротивлений»;
FSmax - максимальная разность статических напряжений.
Максимальное статическое натяжение одной ветви каната и
максимальная разность статических натяжений предварительно выбранной подъемной
машины удовлетворяют полученным результатам проверки.
Максимальная скорость подъема
Скорость определяется из условия обеспечения заданной
производительности при данной высоте подъема. Кроме того, максимальная скорость
движения должна быть выбрана такой, чтобы получить тахограмму, обеспечивающую
максимально возможный КПД подземной установки.
Для определения ориентировочной максимальной скорости подъема
необходимо определить:
число подъемов в час:
(5.10)
где Qc - грузоподъемность скипа: Qc
= 24т,
Qч
- часовая производительность подъема, т/ч.
время цикла подъема:
чистое время движения:
= T1 -q (5.11)
где T1 - время цикла подъема;
q - пауза, время на погрузку-разгрузку (10 сек);
T = 171 - 10
= 161 сек
средняя скорость подъема:
(5.12)
где vср - средняя скорость движения сосуда,
Ориентировочная максимальная скорость подъема
max = a × vср (5.13)
где a= 1,25 -
множитель скорости
vmax = 1,25 × 4,47 =
5,6 м/с
Ориентировочная мощность двигателя подъемной машины
Для определения действительной скорости, которая зависит от
принятого к установке стандартного двигателя и подъемной машины необходимо
выделить ориентировочную мощность двигателя подъемной машины.
(5.14)
где l -
коэффициент, учитывающий динамический режим работы подъемной установки;
k -
коэффициент шахтных сопротивлений (для скипов k = 1.15);
hз
- КПД зубчатой передачи. (hз
принимаем равным 1, т. к. передачи нет)
Для выбора стандартного двигателя необходимо уточнить максимальную
скорость движения сосудов, учитывая стандартные числа оборотов двигателей
необходимой мощности.
(5.15)
Где vmax - действительная максимальная скорость;
nдв
- число оборотов в минуту выбранного двигателя;
i -
передаточное число установочного редуктора. (i = 1, т. к. редуктора
нет).
По расчетной мощности и необходимой максимальной скорости
установленной подъемной машины выбираем электродвигатель ПБК - 380 / 70 (табл.
5.2).
Таблица 5.2. Техническая характеристика электродвигателя
ПБК - 380/70
|
мощность
электродвигателя, кВт
|
2100
|
|
напряжение
(постоянное), В
|
900
|
|
число оборотов
в минуту
|
34
|
Максимальная скорость движения скипов равна 14,2 м/с.
Ускорение, углы поворота и пути, проходимые в отдельные периоды движения
приняты проектные для подъемных машин типа БЦК.
Ускорение движения скипа при выходе порожнего из разгрузочных
кривых:
(5.16)
a1 =
0,4 м/с2; S1-2 = 4 м
Ускорение движения скипа при наматывании каната на малый цилиндр:
a2 = 0,43 м/с2; S2-3
= 82 м
Равномерное движение скипа при наматывании каната на малый
цилиндр:
S3-4 = 82 м; t3-4 = S /v
= 82/8,9 = 9,2 с
Ускорение скипа при наматывании каната на коническую часть:
a4 = 0,43
м/с2; S4-5 = 36 м; v5-6
=vmax=14,2 м/с
Время равномерного движения скипа при навивке каната на большой
цилиндр:
vmax=14,2 м/с; S5-6 =
389 м
Время замедления движения скипа при навивке каната на большой
барабан:
a3 = 0,88
м/с2; S6-7 = 117 м
Время движения скипа в разгрузочных кривых:
a5 = 0,4
м/с2; S7-8 = 4 м;
Проверка времени подъема без учета паузы:
= t 1-2 + t 2-3 + t 3-4 + t 4-5
+ t 5-6 + t 6-7 + t 7-8 (5.17)
T = 4,5 +
19,1 + 9,2 + 12,3 + 27,4 + 16,3 + 4,5 = 93,3 с
Для обеспечения заданной часовой производительности горизонта
необходимо T = 171c. Следовательно, у подъемной установки имеется почти
двойной запас по времени, что существенно при дальнейшем росте суточной добычи
горизонта.
Hn = S 1-2 + S 2-3
+ S 3-4 + S 4-5 + S 5-6 + S 6-7 + S
7-8 (5.18)n = 4 + 82 + 82 + 36 +389 + 117
+ 4 = 714 м
Рисунок 5.1 Тахограмма скоростей
Уточненный расчет мощности двигателя.
Более точный расчет мощности электродвигателя производится по
средневзвешенному усилию. Для определения последнего необходимо знать закон
изменения усилий, приложенных к двигателю, который зависит от изменения
статических сопротивлений и закона движения сосудов.
Статические сопротивления.
, (5.19)
Определение статических сопротивлений и расчеты по определению
мощности электродвигателя следует производить исходя из наиболее тяжелой
ситуации.
Статические сопротивления для подъема скипа для конечного значения
рассчитываем по формуле:
(5.20)
Промежуточные значения:
Приведенная масса:
Сумма приведенных масс подъемной установки:
(5.21)
где 
-сумма приведенных весов движущихся частей
подъемной установки.
где 
- приведенный вес подъемной машины, т;
- приведенный вес ротора эл. двигателя;
Gш
- приведенный вес копровых шкивов;k - вес куска головного каната;
Px
- вес хвостового каната (Px = 0)
(5.22)
где 
- маховый момент ротора.
.3.3 Движущие усилия для характерных точек диаграммы скоростей:
(5.23)
(5.24)
Мощность двигателя:
(5.25)
где Fэф - эффективное усилие;
Fqbi -
движущее усилие в характерных точках;
Ti
- продолжительность периода;
Tэф
- эффективное время, зависящее от интенсивности охлаждения электродвигателя.
Мощность электродвигателя.
Выбранный ранее электродвигатель удовлетворяет требуемым условиям.
При этом КПД установки: h = hэл hв×hдв
hав = 0,94; hз = 0,95; hэл = 1 / k = 1 / 1,15 =
0,81
hh=0,81 0,94 0,95 =0,72
6.
Капитальные и подготовительные выработки
6.1
Сечение и крепь вскрывающих горных выработок
Третий калийный горизонт вскрыт двумя вертикальными стволами.
Стволы оборудованы: грузовой ствол - двухскиповым подъемом (грузоподъемность
скипа 24т), клетьевой ствол - двухклетьевым подъемом.
Сечение грузового ствола S=38,47м2, ЖЖ=7 м. Приняв
толщину крепи 250 мм, находим сечение ствола в проходке:
(6.1)
Клетьевой ствол пройден диаметром 7 м, закреплен тюбинговой крепью
S=250мм2.
Выработки главных направлений имеют сечение 8,1 м, крепление производится только на
сопряжениях штанговой крепью.
6.2
Подсчет объемов и стоимости горных выработок к сдаче горизонта в эксплуатацию
Затраты на проведение выработок:
K = Lобщ Ч R, (6.2)
где Lобщ - общая длина выработки, м;
R - стоимость проведения одного метра.
Данные о стоимости проведения выработок берем в разделе
«Вскрытие» и разделе «Проект проходки». Объем и стоимость горных выработок,
проведенных к освоению горизонта проектной мощности приведен в табл. 6.1.
Таблица 6.1. Объем и стоимость горных выработок,
проведенных к освоению горизонта проектной мощности
|
Наименование
выработки
|
Длина, м
|
Объем, м3
|
Стоимость,
руб./м
|
Общая
стоимость, тыс. руб.
|
|
Скиповой ствол
№2
|
690
|
-
|
108020
|
74533,8
|
|
Выработки ОД
|
-
|
39930
|
6759,5
|
269906,8
|
|
Магистральные
штреки
|
40000
|
-
|
468, 6
|
270380
|
|
Панельные
штреки
|
27000
|
-
|
468,6
|
12652,2
|
|
Выемочные
штреки лав
|
66000
|
-
|
468, 6
|
30927,6
|
|
Монтажные
штреки
|
2040
|
|
468,6
|
955,9
|
|
ИТОГО
|
659353,3
|
7.
Проект проходки
7.1
Подготовительно-нарезные работы
На 2РУ используется панельный способ подготовки. Подготовка
панели начинается с проходки комплекса выработок - засечки панели, после чего
проходятся панельные выработки и выработки лавы. С главного транспортного
штрека производится проходка вентиляционного штрека лавы, а из выработок панели
- заезд на вентиляционный штрек лавы. Общая последовательность подготовки
панели следующая: проходка выработок со стороны конвейерного штрека лавы,
технологических сбоек, комплекса монтажных выработок, вентиляционного штрека
лавы (допускается совместно с проходкой панельных выработок), разгружающий и
транспортный штреки лавы. Последние выработки проходятся по безотгонной схеме в
обратном (прямом) порядке. При безотгонной схеме комбайн ПК-8МА осуществляет
проходку в одном направлении, без отгона комбайна из проходимой выработки. При
этом откатка руды на панельный конвейерный штрек осуществляется самоходным
вагоном через пересекаемые при проходке технологические сбойки.
Технологические сбойки проходятся через каждые 160-200 м, из
панельного конвейерного штрека проходятся диагональные сбойки на панельный
вентиляционный штрек. Через интервалы 80 м разделываются конвейерные сбойки
между панельным конвейерным и панельным транспортным (конвейерным штреком лавы)
штреками. Через каждые 300-400 м разделываются камеры разворота для автомашины
«Минка-26».
После проведения панельных выработок разделывается комплекс
монтажных выработок и начинается проходка транспортного штрека лавы.
7.2
Выбор средств механизации работ по проходке выработок
Для проведения подготовительных выработок применяем
проходческий комплекс ПК-8, включающий комбайн ПК-8МА, бункер перегружатель
БП-14 и самоходный вагон 5ВС-15М.
Сечение, проводимое комплексом, составляет 8,1м2
(ширина и высота выработки -3 м), что полностью удовлетворяет требованиям ЕПБ с
точки зрения зазоров для работы самоходного и конвейерного оборудования.
Комбайн ПК-8МА состоит из бурового уравновешенного
исполнительного органа, отбойного устройства, бермового органа, конвейера,
ходовой части, гидро- и электросистемы. Комбайн предназначен для отбойки руды и
перегрузки ее в самоходный вагон.
Таблица 7.1. Техническая характеристика механизированного
комплекса ПК-8МА
|
размеры
проводимой выработки, м ширина высота
|
3,32 3,32
|
|
угол падения,
град
|
±10
|
|
тип
исполнительного органа
|
буровой
уравновешенный
|
|
скорость подачи
рабочая, м/мин маневровая
|
до 0,2 до 0,3
|
|
суммарная
мощность электродвигателей, кВт
|
305
Таблица 7.2. Техническая характеристика бункера-перегружателя
БП-14
|
грузоподъемность,
т
|
14
|
|
емкость
бункера, м³
|
13,6
|
|
радиус
разворота по внешнему габариту, мм
|
7300
|
|
время
разгрузки, с
|
50 ¸ 85
|
|
мощность
электродвигателя, кВт
|
20
|
|
высота
разгрузочной части, м
|
1,2 ¸ 1,68
|
Самоходный вагон 5ВС-15М служит для доставки руды к
перегружателю на ленточный конвейер.
Таблица 7.3. Техническая характеристика самоходного вагона
5ВС-15М
|
грузоподъемность,
т
|
15
|
|
емкость кузова,
м³
|
8,6
|
|
минимальный
радиус поворота, м
|
8,5
|
|
скорость
движения по горизонтальному пути, км/ч
|
2,5-8
|
|
максимальный
преодолеваемый угол наклона, град
|
15
|
|
общая мощность
двигателей, кВт
|
127
|
7.3
Организация проходки выработок
Проектом предусматривается одновременное проведение выработок
ходами в 100 м одним комплексом ПК-8. Для перехода комплекса из одной
подготовительной выработки в другую, проходят сбойки через 100 м. На время
проходческих работ по одной выработке подается свежая вентиляционная струя, по
другой - отработанная. Проветривание тупикового участка осуществляется ВМП.
Проходка выработки начинается с зарубки комбайна на
расстояние 21 м, обеспечивающее подготовку бункера-перегружателя за комбайном.
Оптимальная длина доставки самоходным вагоном не превышает 500 м. Это означает,
что по мере подвигания забоя в панельном конвейерном штреке наращивается
ленточный конвейер. Возможность безостановочного процесса работы комбайна
ограничивается условиями проветривания тупикового забоя. Поэтому через каждые
10 погонных метров выработки производится наращивание става вентиляционных
труб, так чтобы отставание от груди забоя не превышало 20 м.
7.4 График организации работ по проведению горных
выработок
Ориентируясь на показатели, достигнутые проходческими
бригадами с лучшей организацией труда, а также на нормативы по проведению
выработок в условиях 2РУ, принимаем скорость Vп = 25 м.
Сменная производительность комплекса по горной массе.
Aсм = Vп ЧЧ S ЧЧ j, т/см, (7.1)
где S - площадь поперечного сечения проводимой выработки,
м2;
j -
плотность горной массы в целике, т/м3.
Aсм = 25 ЧЧ
8,1 ЧЧ 2,1 = 425,25 т/см
Количество циклов в смену.
С учетом того, что через каждые 10 п.м. происходит наращивание
вентиляционных труб, количество циклов за смену равно: 25/10 =2,5
Расчет графика организации работ. Время потерь рабочего времени и
трудоемкость потерь.
Трудоемкость:
п = tп ЧЧ nл, (7.2)
где tп - время потерь;
nл - количество рабочих в лаве.
tп
= tп ЧЧ 30 + tтех.обсл. + t проверки мех.
+ t подтяжка + t пр, мин (7.3)
tп
= 2 ЧЧ 30 + 2 ЧЧ 25 + 6 + 6 +10 = 132 чел. мин = 2,2 чел. часа
Число человеко-смен:
 (7.4)
где V - объем работы на смену;
Нвыр - норма выработки.
Коэффициент потерь рабочего времени:
 , (7.5)
где  - общее число человеко-смен по операциям
цикла; - продолжительность смен, час.
Трудоемкость работ:
 , чел. час. (7.6)
Таблица 7.4. Приложение к графику организации труда
|
№
|
Рабочие
операции
|
Ед. Изм
|
Объем работ на
смену
|
Норма
выработки, H выр
|
Число
человеко-смен, Ho
|
Трудо-емкость,
чел. час
|
Время выполн.
операций, мин
|
|
1
|
Отбойка руды
комбайном, перегрузка, доставка с/в, выгрузка
|
Т
|
446
|
334
|
1,161
|
5,26
|
158
|
|
2
|
Наращивание
вентиляционного става труб
|
М
|
25
|
131
|
0,19
|
0,86
|
52
|
|
3
|
Бурение
дегазационных шпуров
|
П.м.
|
75
|
93
|
0,806
|
3,7
|
110
|
Расчет календарного плана подготовительно-нарезных работ.
Расчет времени производится на проведение двух выработок
длиной 100 м. Из графика организации работ следует, что один ход на 100 м будет
пройден за 4 смены.
Время на отгон задним ходом:
 (7.7)
Время проведения сбойки на параллельный ход:
 (7.8)
Расширение выработки до 4,5 м (S=13,5м2) боковой
подрубкой:
 (7.9)
Общее время на проведение двух выработок сечением 8,5м2 и 13,5м2:
Сечение 13,5м2:
 (7.10)
Сечение 8,5м2:
 (7.11)
Расчет времени необходимого на подготовку панели комплексом ПК-8
приведен в табл. 7.5.
Таблица 7.5. Время необходимое на подготовку панели
комплексом ПК-8
|
Очередь
проведения
|
ПК №1
|
ПК №2
|
|
|
название
выработки
|
длина
|
время
|
название
выработки
|
длина
|
время
|
|
I
|
Разгрузочный
штрек №1 по IV с.с.
|
2200
|
7,9
|
Панельный
конвейерный штрек
|
2200
|
8,7
|
|
Конвейерный
штрек №1 по IV с.с.
|
2200
|
|
Транспортный
штрек №1 по II и IIIс.с.
|
2200
|
|
|
II
|
Монтажный штрек
№1
|
180
|
0,47
|
Монтажный штрек
№2
|
150
|
0,41
|
|
III
|
Разгрузочный
штрек лавы №1
|
2200
|
8,7
|
Конвейерный
штрек лавы №2
|
2200
|
4,67
|
|
Транспортный
штрек лавы №1
|
2200
|
|
|
|
|
|
IV
|
Технологическая
сбойка лавы №1
|
4*180
|
0,47
|
Технологическая
сбойка лавы №2
|
4*150
|
0,41
|
|
V
|
Транспортный
штрек лавы №1
|
2200
|
4,67
|
Транспортный
штрек лавы №2
|
2200
|
8,7
|
|
|
|
|
Разгрузочный
штрек лавы №2
|
2200
|
|
|
VI
|
Монтажный штрек
№1
|
180
|
1,0
|
Транспортный
штрек лавы №2
|
2200
|
4,67
|
|
VII
|
Монтажный штрек
№1
|
180
|
1,0
|
Конвейерный
штрек лавы №2
|
2200
|
4,67
|
|
ИТОГО = 2,3
года
|
24,14
|
ИТОГО = 2,4
года
|
29,61
|
Коэффициент подготовки:
 , (м/1000т) (7.12)
где Lпн - полная длина
подготовительно-нарезных выработок;
Qп
- запасы руды в панели, подлежащей выемке, т;
Qпн
- количество горной массы, добытой попутно при П.Н.Р., т;
8.
Система разработки
8.1
Обоснование и выбор рациональной системы разработки
В данном проекте для отработки Третьего пласта применяется
слоевая выемка. Сущность слоевой выемки заключается в том, что третий пласт делится
на два слоя верхний (IV сильвинитовый) слой и нижний (II, II-III, III) слой,
которые отрабатываются механизированными комплексами.
Увеличение эффективности разработки Старобинского
месторождения направлено на совершенствование селективной выемки. Сущность
селективной выемки заключается в том, что при отработке нижнего (II, II-III,
III) слоя происходит разделение сильвинитовых и галитового слоя.
Система разработки длинными очистными столбами с обрушением и
частичной закладкой выработанного пространства является прогрессивной и
экономически выгодной, по сравнению с аналогичной системой разработки и валовой
выемкой, так как позволяет улучшить качество руды до 35-40%, что влечет за
собой снижение себестоимости продукции в целом.
Исследование и опыт внедрения селективной выемки при
разработке Старобинского месторождения подтвердили ее выгодную эффективность.
Внедрение селективной выемки обеспечивает:
повышение безопасности ведения горных работ за счет более
рационального управления кровлей;
уменьшение проседания земной поверхности за счет частичной
закладки выработанного пространства;
уменьшение отходов обогащения;
общее снижение затрат на производство калийных удобрений;
сокращения расхода реагентов при флотационном методе
обогащения и увеличении извлечения за счет получения руды более высокого
качества.
8.2
Основные параметры системы разработки
Параметры системы разработки выбраны в соответствии с
«Временной технологической инструкцией по применению столбовой системы
разработки на Старобинском месторождении калийных солей (БФ ВНИИГ, Солигорск,
1990 г.)
Длина панели (выемочного столба) по условию обеспечения
устойчивости выемочных штреков лав при обратном порядке отработки панели должна
составлять 1500 - 2200 м. Принимаю 2200 м.
Порядок отработки панели принимаем обратный, так как он
обеспечивает более эффективное проветривание очистных забоев в условиях
газового режима.
Опережение работ (очистных) в слоях с учетом обеспечения
устойчивости надрабатываемых верхней лавой панельных выработок в течение всего
периода отработки панели должно составлять 80-400 м.
Длину верхней и нижней лавы выбираем с учетом специфики
предложенной технологии: длина нижней лавы - 150 м, длина верхней лавы - 180 м
с проведением по центру обеих лав вентиляционных штреков.
Панельные штреки, вспомогательные выработки для подготовки
верхней и нижней лавы рекомендуется проходить под породным слоем III-IV.
Ширина панельных (конвейерного, транспортного и
вентиляционного) штреков, вспомогательных штреков лав, технологических сбоек -
3,0 м.
Ширина бортовых штреков лав 4,0 - 4,5 м.
Ширина целика между спаренными в одном слое выработками 2,5 -
5 м.
Ширина целика между верхними и нижними лавами выбрана и
составляет 55 и 20 м соответственно.
Охрану выемочных штреков в зоне влияния очистных работ рекомендуется
осуществлять нарезкой компенсационных щелей, проводимых в кровле охраняемых
выработок машинным способом на высоту 0,6-1,0 м [12].
8.3
Краткая геологическая характеристика пласта и вмещающих пород
Третий калийный горизонт имеет повсеместное распространение и
залегает с погружением пласта на восток и северо-восток под углом 1-3%.
Слои сильвинита представлены представлены неравномерным
чередованием прослойков сильвинита, каменной соли и глины.
Промышленными являются II, III и IV слои нижней сильвинитовой
пачки. Пласт по мощности изменяется в пределах ±± 6-10 см. Калийный пласт
разбит сетью геологических трещин, заполненных сильвинито-карналлитом,
карналлитом и галитом.
В кровле IV сильвинитового слоя залегают каменная соль IV-V
мощностью 0,7 - 0,75 м, которая представлена чередованием глинистых прослоев и
галита. Мощность глинистых прослоев 3 - 10 см.
Покрывающие породы представлены каменной солью с прослойками
карналлито-сильвинитовой породы и глины. Породы кровли относятся к I-II типу
(устойчивая и средней устойчивости).
Подстилающие породы представлены каменной солью с прослойками
глины, f = 1,5-2 по шкале Протодъяконова.
Таблица 8.1. Качественная характеристика слоев на участке
отрабатываемой панели
|
Слои
|
Средняя
мощность, м
|
КCl, %
|
Н.O., %
|
|
VI
|
0.22
|
33.32
|
17.73
|
|
V-VI
|
1.00
|
8.6
|
21.69
|
|
V
|
0.19
|
43.16
|
7.00
|
|
IV-V
|
0.72
|
6.43
|
17.89
|
|
IV
|
1.34
|
24.49
|
4.71
|
|
III-IV
|
1.22
|
1.48
|
7.49
|
|
III
|
0.81
|
30.47
|
5.21
|
|
II-III
|
0.64
|
7.61
|
7.17
|
|
II
|
0.66
|
36.07
|
4.44
|
|
I-II
|
0.63
|
3.54
|
6.45
|
|
I
|
0.19
|
38.4
|
1.75
|
Ко всему разрезу III горизонта приурочены скопления газов
неравномерного характера. Количество газов возрастает снизу вверх по разрезу,
особенно много газа в глинисто-карналлитовой пачке. Скопление газов чаще всего
приурочено к глинистым прослоям: азот (85-94%), метан (до 11,4%).
Отдельные скопления газов, заключенные в слоях находятся под
давлением. Газовыделения могут сопровождаться обрушением пород с выносом
выброшенных пород в выработки.
8.4
Описание подготовки панели, параметры горных выработок
Подготовка панели начинается с проведения одним комбайном
ПК-8МА панельных (транспортного, конвейерного и вентиляционного) штреков и
вспомогательных выработок по нижнему слою. Панельный вентиляционный штрек
служит одновременно и вентиляционным штреком нижней лавы.
Вторым комбайном ПК-8МА ведется подготовка столба по верхнему
слою с перегрузкой руды на панельный конвейер. Для нарезки конвейерного штрека
лавы проходятся конвейерные сбойки, которые соединяются с конвейерным панельным
штреком рудоспусками, которые служат в дальнейшем для перепуска руды,
добываемой в верхней лаве. Конвейерный штрек нижней лавы проводится участками
под выработанным пространством верхней лавы.
Ширина конвейерного штрека нижней и верхней лав принимается
равной 4,5 м для обеспечения выхода комбайна на штрек и размещения двух
параллельных штрековых скребковых конвейеров, с расположенным на одном из них
энергопоездом.
Ширина монтажного штрека составляет 5 м, а ширина всех
остальных штреков вспомогательных выработок и сбоек - 3,0 м.
Охрана выемочных штреков верхней лавы от влияния опорного
давления производится разгружающими выработками, которые проводятся с той же
привязкой к пласту, что и охраняемые, но затем в кровле разгружающих выработок
машинным способом проводится компенсирующая щель глубиной до 1,2 м. Ширина целика
между охраняемой и разгружающей выработками составляет от 2,50 до 3,00 м [12].
8.5
Распределение руды в панели по стадиям работ
Для распределения руды, добываемой в панели из очистных и
подготовительных работ составляем табл. 8.2.
Таблица 8.2. Добыча руды из горно-подготовительных работ
|
Наименование
выработки
|
Площадь
сечения, м2
|
Длина, м
|
Кол-во
|
Суммарная
длина, м
|
Объем добычи
руды, м3
|
Добыча руды,
тыс. т.
|
|
Панельные
выработки, вентиляционные и транспортные штреки, разгружающие выработки
|
8.03
|
2200
|
8
|
17600
|
128.48
|
270.64
|
|
Конвейерные
штреки верхней и нижней лав
|
12.04
|
2200
|
2
|
4400
|
32.12
|
66.81
|
|
Вспом.
выработки
|
8.03
|
200
|
13
|
2600
|
20.88
|
43.43
|
|
Конвейерные
сбойки
|
8.03
|
50
|
13
|
650
|
5.220
|
10.86
|
|
Монтажный штрек
|
13.5
|
150
|
1
|
150
|
1.200
|
2.50
|
|
Монтажный штрек
|
13.5
|
180
|
1
|
180
|
1.440
|
3.00
|
|
Итого но ГПР
|
23580
|
189.34
|
397.24
|
Добыча руды из очистных забоев в целом по панели
рассчитывается по формуле
 , т (8.1.)
где L - длина отрабатываемой панели, м,
lл
- длина лавы, м,
mл
- вынимаемая мощность слоя (пласта), м,объемный вес, т/ м3
Добыча руды из верхней лавы:
Dв=
2200×180×1,1×2,11=1119650т;
Добыча руды из нижней лавы:
Dп=
2200×150×1,47×2,11=1023561т;
Общий объем из очистных и подготовительных работ:
=Dгрп +Dв +Dп = 397,24+1023561+1119650 = 2143608 т
(8.2)
Удельный объем подготовительных работ:
 (8.3)
Коэффициент подготовки:
 , (8.4)
где Ln - общая длина подготовительных
выработок в панели, м
 м/1000т
8.6
Средства механизации и организация работ при очистной выемки
Для выемки руды в верхней лаве принимаем комплекс
ЕВ-200/230ЛН, в состав которого входит: комбайн ЕВ-200/230ЛН, забойная
механизированная крепь Хемшайд 2400-7/14, забойного конвейера ЕКФ-3 и двух
штрековых конвейеров ЕКФ-3.
Для работы в нижней лаве принимаем комплекс
ЕДВ-300/760-Л-SG-230 с одним двухшнековым комбайном и присоединенным режущим
агрегатом SG-230 (двухшнековое погрузочное устройство ЕДВ-300/760-Л), забойная
механизированная крепь БС 2,1 П, забойного конвейера ЕКФ-3 и двух штрековых
конвейеров ЕКФ-3, трех метательных машин АМ-3.
.6.1. Характеристика основного оборудования комплекса
ЕДВ-300/760-Л-SG-230.
Для механизации процессов выемки сильвинита, управления
кровлей полным обрушением с частичной закладкой выработанного пространства
предусматривается применение комплекса ЕДВ-300/760-Л-SG-230.
Основное преимущество разработанного комбайна ЕДВ-300/760-Л
заключается в его универсальности, что позволяет использовать его в самых
различных горно-геологических условиях и выбрать при этом наиболее рациональную
технологию выемки. Кроме того, разработанные технические решения позволяют
эксплуатируемые на рудниках объединения комбайны типа ЕДВ-600-Л или
ЕДВ-300/760-Л, работающие по валовой технологии, переоборудовать непосредственно
в забое для селективной выемки.
Комбайн состоит из двухшнекового погрузочного устройства
ЕДВ-300/760-Л, укомплектованного двумя двигателями врубовой машины, каждый
мощностью 380кВт, и приставки с барабанным исполнительным органом SG-230, с
приводом мощностью 230кВт [15].
Режущий агрегат SG-230 с барабанным исполнительным органом
служит для разделения сильвинитовых и галитового слоя при одновременной выемке.
Комбайн ЕДВ-300/760-Л обеспечивает раздельную (селективную
выемку породного прослойка (галита) и полезного ископаемого (сильвинита).
Комбайн предусматривает селективную добычу в два хода. Комбайн устанавливается
на став забойного конвейера и снимает полосы от транспортного штрека к
конвейерному.
Комбайн движется по привинченных к конвейеру путям передвижения
(цевочная дорога) вдоль забоя, опираясь на роликовые опорные лыжи. Все салазки
устанавливаются на шарнирах.
Техническая характеристика двухшнекового комбайна
ЕДВ-300/760-Л
- установленная мощность ……………………………….…..2×380 кВт;
рабочее напряжение………………………………………..990 В, 50 Гц;
рабочая скорость………………………………………..Vmax=6
м/мин
диаметр шнеков ……………………………………………..1600 мм;
глубина захвата……………………………………………………800 мм;
конструктивная высота комбайна…………………………….1450 мм;
длина комбайна от середины одного шнека до середины другого
при горизонтальном положении несущих рукоятей шнеков……………..9800 мм.
Техническая характеристика режущего агрегата
SG-230
- мощность электродвигателя……………………………………230 кВт;
рабочее напряжение…………………………………………990В, 50Гц;
число оборотов валка в минуту….………………….……..110 об/мин;
диаметр режущего валка………………………………………600 мм;
скорость резания……….………………………………………3,5 м/сек;
глубина резания.…….…………………………………………800 мм;
Одноцепной забойный конвейер ЕКФ-3-30-72 (реверсируемый)
- перемещение………………………………………………….…….± 6°;
производительность………….………….………………………500 т/ч;
скорость цепного конвейера (реверс).….……….………………1 м/с;
загрузка конвейера………….………………….………………167 кг/м;
мощность привода…………………………….……….……..2×160 кВт.
Одноцепний забойный изгибающийся конвейер предназначен для
доставки сильвинита из лавы при работе в комплексе с комбайном
ЕДВ-300/760-Л-SG-230 и доставка галита к местам перегрузки на погрузочные
конвейеры.
В состав конвейера входят следующие узлы: приводная станция ЕКФ-3;
натяжная станция ЕКФ-3; конвейерные рештаки ЕКФ-3Е72 (ширина рештака-732 мм,
высота-216 мм); цепь ЕКФ-3-30×108 [15].
Приводная и натяжная станции привинчены на эстакадах.
Передвижка става и приводов конвейеров осуществляется гидродомкратами секции крепи
сопряжения.
Одноцепной штрековый конвейер ЕКФ-3-30-72:
длина……………………………………………………………….100 м;
перемещение……….……………………………….горизонтальное;
производительность……………………….………….…….….500 т/ч;
скорость цепного конвейера…………….….….……………….1 м/с;
монтируемая мощность……………………………………1×132 кВт;
радиус поворота………….…………………………………………4°.
На конвейерном штреке применяются 2 параллельно расположенных
конвейера. Один конвейер движется по штреку совместно с очистным забоем, второй
конвейер - неподвижный.
Загрузочный конвейер ЕКФ-3-26-6Ц
длина транспортирования………………………………………. 14,2 м;
производительность.……………………………………………..200 т/ч;
скорость движения цепного полотна.……………………. 1,08 м/с;
установленная мощность двигателя.………………………….…30 кВт.
Загрузочный конвейер применяется для транспортирования галита
к метателю. Продвигается он гидроцилиндрами сопряжения в соответствии с
подвиганием забоя.
Метатель АМ-3М
- длина…………………………………………………………….2290 мм;
перемещение…………………………………….….горизонтальное;
производительность…………………………………….……2,5 т/мин;
угол поворота……….……………………………………………. 90°.
скорость движения ленты……….…….…………….…………. 3,0 м/с;
дальность метания…………………………………………………25 м
установленная мощность двигателя………………………….…39 кВт
Метатель АМ-З предназначен для забрасывания галита в
выработанное пространство лавы. Над метательной закладочной машиной установлена
решетка, посредством которого мелкий галит подается в метатель, а негабаритные
куски сбрасываются с загрузочного конвейера в отработанное пространство [5].
Гидромеханизированная крепь типа БС.2.1 П. рассчитана для
управления и поддержания кровли в горизонтальных и наклонных, до 15°, очистных забоях
мощностью 1,6-2,8 м, с управлением кровлей способом «полное обрушение» [15].
Крепь передвигается непосредственно за проходом выемочной
машины к груди забоя с целью защиты вновь обнаженной кровли. Шаг установки
секций забойной крепи для первых 10 секций - 2,5 м, для остальных - 2,0 м.
Техническая характеристика крепи БС.2.1 П
- min высота крепи во вдвинутом состоянии…………………1300 мм;
max высота крепи во вдвинутом состоянии…….………….3000 мм;
угол наклона верхняка относительно плоскости почвы…………15°;
шаг передвижки….…………………………………….……800 мм;
длина в транспортном положении……….……………….….4720 мм;
шаг установки…………………………………………………2000 мм;
ширина верхняка………………………………………….…1700 мм;
длина верхняка……………………………………….…………2700 мм;
ширина ограждающего щита……………………………….….1700 мм.
Крепь БС.2.1 П (крепь сопряжений).
Секции крепи сопряжений шарнирно связаны с установленными на
штреках опорными рамами (эстакадами), служащими для размещения приводов
забойного конвейера. Секции крепи связаны с эстакадами домкратами передвижки,
служащими для передвижки эстакад с приводами забойного конвейера и подтягивания
секций крепи.
Организация работ при очистной выемке.
Очистной цикл нижней лавы состоит из следующих операций:
зарубка комбайна «косым заездом»;
выемка полосы в направлении от транспортного штрека к
конвейерному;
отгон комбайна с погрузкой отбитой породы на забойный
конвейер для подачи ее к метателям и с одновременной передвижкой забойного конвейера
и крепи.
концевые операции (зачистка штреков и передвижка эстакад,
передвижка крепи сопряжения, осмотр комбайнов и замена резцов).
Управление загрузочными конвейерами и метательными машинами
на конвейерном, вентиляционном и транспортном штреках производиться с пульта
управления, установленного на секции забойной крепи.
После «косой зарубки» выемочный комбайн перемещаются к
конвейерному штреку. Выемка сильвинита и галита осуществляется одновременно.
При этом сильвинит разрушается режущими шнеками базового комбайна. Эти же шнеки
и погрузочный щиток осуществляют погрузку сильвинита на забойный конвейер,
который транспортирует его на штрековый конвейер и далее по транспортной
цепочке. Разрушенный галитовый прослоек располагается на зачищенной полосе между
забойным конвейером и забоем. После выхода комбайна на конвейерный штрек
выполняются концевые операции, обеспечивающие выемку оставшегося неразрушенным
сильвинита, производится передвижка крепи сопряжения, реверсируется конвейер и
комбайн начинает движение в обратном направление, осуществляя при этом погрузку
галита на забойный конвейер. Зачистка почвы опережающего забоя по галитовому
прослойку осуществляется шнеком комбайна для выемки галита, погрузка
разрушенного галита осуществляется обоими шнеками базового комбайна на
среверсированый забойный конвейер. Потом галит направляется на загрузочный
конвейер и далее к метательной машине.
По мере передвижения комбайна производится последовательная
передвижка секций крепи. После выхода комбайна на вентиляционный штрек
осуществляются концевые операции, передвижка гидроцилиндрами платформ с
промежуточным конвейером и приводной головкой подвесного конвейера, а также
передвижку крепи сопряжения вентиляционного штрека вместе со столом и головкой
забойного конвейера. В дальнейшем осуществляется зарубка комбайна «косым
заездом» для выхода на новую полосу, передвигают забойный конвейер и крепь
сопряжения конвейерного штрека. Далее операции повторяются. Для закладки
галитового прослойка в днище забойного скребкового конвейера предусмотрены
проемы, через которые обеспечивается разгрузка конвейера вдоль лавы.
Режим работы оборудования для закладки определяется режимом
работы комплекса.
Очистной цикл верхней лавы состоит из следующих операций:
зарубка комбайна «косым заездом»
выемка полосы в направлении от вентиляционного штрека к
флангам лавы с одновременной передвижкой крепи
отгон комбайна с передвижкой конвейера
концевые операции
Зарубка комбайна производится следующим способом. Забойный
конвейер передвигается к забою и комбайн начинает плавную зарубку в направлении
к конвейерному (транспортному) штреку с последующим увеличением ширины захвата.
Передвижка крепи производится последовательно вслед за
проходом комбайна. Не допускается обнажение кровли более 2-3 м. При управлении
комбайном и передвижке крепи машинист находится под крепью соседнего комплекса.
8.7 Расчет производительности комбайнов при
селективной выемке
Суточная производительность комбайна:
сут (сил)= L×r×m×γ× nц (8.5)
сут (сил)= =2,11×0,8×1,47×150×6=2233,2 т
Qсут (гал)= 0,64×150×2,11×0,8×6=972,3 т
Qсут (сил)≈2200 т/сут
Выход руды с полосы:
селективная: Qсил=l ∙ γ ∙ ∙r m=150×2,11×0,8×1,47=372,2 т (8.6)
Qгал=l ∙
γ ∙ ∙r m =150×2,11×0,8×0,64=162 т (8.7)
с учетом просыпи 1% 534,2-5,3= 528,9 т
Расчетное количество циклов:
,5/528,9=6,06
Принимаем 6 циклов.
Среднесуточное подвигание забоя:
,8×6,06= 4,8 м/сут
Выход руды с 1 м лавы с учетом потерь в просыпи:
при селективной:
×0,8×2,11×1,47=2,48-0,024=2,46 т
Проектная суточная производительность лавы при выполнении 6
циклов в сутки:
при селективной 528,9×6=3173,4 т.
Содержание КСl при селективной выемке - 44,3%.
Производительность 1 рабочего на 1 выход составит:
2200/12=183,3 т.
Объем выработанного пространства образовывающегося при выемке
одной полосы после передвижки забойной крепи:
вр.пр= L×r×m=150×0,8×2,11=253,2м3;
(8.8)
Объем отбитого разрыхленного галита забрасываемого в
выработанное пространство: Vгал.= L×r×m×Kр=150×0,8×0,64×1,37=105,2м3;
(8.9)
Отбитым разрыхленным галитом заполняется 41,5% выработанного
пространства.
8.8
Увеличение нагрузки на лаву и снижение вероятности динамических обрушений
основной кровли
При выемке за 2 хода:
Производительность погрузочного устройства ЕДВ-300/760-Л
равняется 2,1т/мин. Производительность установки Механической Закладки (УМЗ-1)
- 1,8 т/мин.
Нами были произведены исследования с использованием ЭВМ (по
методике ИГД Скочинского) изменения нагрузки на очистной забой в зависимости от
производительности забойного конвейера (метателя). Они показали, что происходит
ограничение нагрузки на лаву по фактору производительности метателя (УМЗ-1)
[Приложение1], рис. 8.1
Нами было предложено установить вместо УМЗ-1 с ограниченной
производительностью, равной 1,8 т/мин, более мощные метатели АМ-3 с
производительностью 2,1.
При этом достигается суточная нагрузка на очистной забой
3734,5т, из которых сильвинита, с повышенным содержанием КСl, будет добыто
2572т. Это происходит за счет увеличения количества циклов с 6 до 7.
Учитывая то, что галит закладывается в выработанное
пространство, мы добиваемся существенного повышения качества руды. Содержание
КСl при данной технологии селективной выемки достигает - 44,3%.
Анализ за последние 15 лет произошедших динамических
обрушений основной кровли показал, что подавляющее большинство (94%) случаев
происходит в полулаве со стороны массива. Так как разрушенного галита с учетом
коэффициента разрыхления солей Кр=1,37 будет недостаточно для
полной закладки выработанного пространства (заполняется 41,5%), то возникла
необходимость усовершенствовать схему расположения галита в выработанном
пространстве.
Нами было предложено мероприятие по преимущественному
размещению галита в полулаве со стороны массива. Для этого устанавливаем вместо
УМЗ-1 с ограниченной производительностью более мощные метатели АМ-3 с
производительностью 2,1т/мин на конвейерном и вентиляционном штреках, а со
стороны массива, на транспортном штреке метатель повышенной производительности
АМ-3М (модернизированный) с производительностью 2,5 т/мин и дальностью метания
25 м.
Тем самым значительно уменьшается опасность аварийных посадок
основной кровли на наиболее опасных участках лавы.
Исходя из существующих норм выработок на отдельные операции в
очистном забое, нами был построен график организации работ учитывающий
особенности новой технологии.
Описание очистной выемки и закладки галита в выработанное
пространство лавы (отражающее особенности новой технологии):
) Зарубка комбайном «косым заездом» начинается на расстоянии
23-30 м от транспортного штрека. На этом расстоянии конвейер задвигается к
забою в положение 1,0 м в месте зарубки и 0,2 м у транспортного штрека. Комбайн
начинает зарубку с постепенным увеличением захвата, соответственно изгибу
конвейера.
) После вырубки верхнего режущего органа на транспортный
штрек комбайн отгоняется примерно на 12,0-13,0 м, опускается передний режущий
орган и выполняет выемку уступа, образующегося между бортом транспортного
штрека и нижним режущим органом. После выхода режущими органами на полный
захват, т.е. после оформления ниши для комбайна, производится дозадвижка (выравнивание)
забойного конвейера и забойной крепи.
) 1-й ход:
оба главных режущих органа комбайна производят выемку I и II
сильвинитовых слоев на ширину захвата 0,8 м;
Выемка галитового слоя на глубину резания 0,8 м производится
режущим агрегатом SG-230 одновременно с выемкой сильвинитовых слоев со
смещением на одну глубину резания;
Погрузочный щиток грузит руду на забойный конвейер для выдачи
на поверхность, отбитый галитовый слой укладывается в заходку, между забойным
конвейером и забоем лавы;
Последние 14 м у конвейерного штрека выдаются валом, т.е.
производится выемка уступа передним режущим, как описано выше в пункте 2).
) 2-й ход:
отгон комбайна с погрузкой галита на забойный конвейер ЕКФ-3
и доставка галита к метателю конвейерного штрека;
при прохождении комбайна 14 м от конвейерного штрека
производим реверс забойного конвейера для подачи галита к метателю
вентиляционного штрека лавы;
при переходе комбайна вентиляционного штрека лавы
производится реверс забойного конвейера для подачи галита к метателю вентиляционного
штрека лавы;
при прохождении комбайна 14 м от вентиляционного штрека
производим реверс забойного конвейера для подачи галита к метателю
транспортного штрека лавы;
Выход руды с дополнительной полосы (седьмой)
Qcил=l× ×r×m=150×2,11×0,8×1,47=372,2т;
(8,10)
Qгал= l××r×m=150×2,11×0,8×0,64=162,0т
(8.11)
С учетом просыпи 1%: 534,2-5,3=529т.
Расчетное количество циклов:
,5/529=7,06 - принимаем 7 циклов
Среднесуточное подвигание забоя:
,8×7,06=5,65
м/сут
Выход условной KCl с одной полосы при содержании 28%:
,2т×0,28=104,2т.
Прирост годовой добычи с лавы:
,2т×332 раб.
дней=34594т.
8.9
Определение необходимой производительности панелей и их количество на горизонте
Суммарная длина очистных забоев:
Hо= kо×A/lо×m×j×Cо, (8.12)
где A - годовая производительная мощность проектируемого горизонта
(A = 6 млн. т)
kо - удельный вес добычи из
очистных забоев (kо = 0,7);
m - суммарная мощность вынимаемых слоев (m
= 2,57 м);
lо - подвигание суммарного
числа забоев за год, м/год;
Cо - коэффициент
учитывающий потери руды в выработанном пространстве (0,97);
lо = N×n×r, м (8.13)
где N - количество рабочих дней в году;
r - ширина захвата;
n - количество циклов в сутки;
lо = 332×7×0,8 = 1859 м;
Hо = 755 м
.9.2. Количество очистных забоев на горизонте.
з = Hо/l = 755/150 = 5,03, (8.14)
где l - принятая длина лавы
С учетом коэффициента резерва производственной мощности (30%)
принимаем 8 забоев.
В очистной панели располагается две лавы. Число панелей в
работе на горизонт - 4.
8.10
Расчет себестоимости 1 тонны руды при селективной выемке
Расчет производится по статьям затрат:
заработная плата;
амортизационные отчисления;
материалы;
электроэнергия.
Таблица 8.3. Затраты по заработной плате
|
Наименование
|
Тариф, руб.
|
Кол-во рабочих в сут.
|
Зарплата по
тарифу
|
Приработок 20%
|
Премия 36,5%
|
Прочие доплаты
17%
|
Выслуга лет 15%
|
Всего, Руб.
|
|
МГВМ(VI)
|
165603
|
4
|
3974472
|
794894
|
1987236
|
675660
|
596170
|
8028422
|
|
ГРОЗ(V)
|
141826
|
4
|
3403824
|
680764
|
1701912
|
578650
|
510573
|
6875723
|
|
Итого:
|
14904145
|
Затраты по основной и дополнительной заработной плате:
Сз.пл.=14904145/2579,3 = 5778
руб./т
Таблица 5.2. Затраты на электроэнергию
|
№
|
Оборудование
|
Мощность, кВт
|
Число часов
работы
|
Расход, кВт
час в сутки
|
Себестоимость,
кВт Час, руб.
|
Общая
стоимость, тыс. руб.
|
|
1
|
ЕДВ-300/760-Л-SG-230
|
990
|
12,1
|
11979
|
11711
|
140286
|
|
2
|
АМ-3
|
33
|
4,3
|
141,9
|
11711
|
1661,7
|
|
3
|
ЕКФ-3-30-72
(забойный)
|
320
|
12,1
|
3872
|
11711
|
45344,9
|
|
4
|
ЕКФ-3-30-72
(штрековый)
|
264
|
12,1
|
3194,4
|
11711
|
37409,6
|
|
5
|
ЕКФ-3-26-3Ц
(загрузочный)
|
30
|
4,3
|
129
|
11711
|
1510,7
|
|
Итого:
|
226212,9
|
Сэл.эн. = 226212900/2579,3 =
87703,2 руб./т
Таблица 5.3. Затраты на материалы
|
Наименование
|
Ед.
измерения
|
Суточный
расход
|
Стоимость,
руб.
|
Затраты,
руб.
|
|
Резцы отбойные
|
шт.
|
65
|
79459
|
5164835
|
|
Эмульсия
|
кг
|
75
|
19222
|
1441650
|
|
ГСМ
|
кг
|
5
|
95151
|
475755
|
|
Кабель
|
м
|
2
|
2328880
|
4657760
|
|
Итого:
|
11740000
|
Неучтенные затраты по материалам (10%)= 12914000 руб.
См= 12914000 /2579,3 = 5006,7 руб./т
Таблица 5.4. Затраты на амортизацию оборудования
|
Оборудование
|
Балансовая
стоимость, тыс. руб.
|
Норма
отчисления, год.
|
Амортизационные
отчисления
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На год, тыс.
руб.
|
На сутки,
тыс. руб.
|
|
ЕДВ-300/760Л-SG230СВ
|
44374027,9
|
22,2
|
9851033
|
29671
|
|
EКФ-3-30-72 (забойный)
|
29192732
|
20
|
5838546
|
17585
|
|
БС 2.1 (крепь
сопряж.)
|
1669951
|
22,2
|
370729
|
1116
|
|
Пусковая
аппаратура
|
2818318
|
16,1
|
453749
|
1366
|
|
EКФ-3-30-72
(штрековый)
|
29192732
|
20
|
5838546
|
17585
|
|
EКФ-3-26-6Ц
(загрузочный)
|
9730910
|
20
|
1946182
|
5861
|
|
БС 2.1 (крепь)
|
132344278
|
22,2
|
29380429
|
88495
|
|
Итого:
|
161679
|
Сам=161679/2579,3= 62683 руб./т
Таблица 5.5. Себестоимость добычи 1т руды при
селективной добычи
|
№
|
Статья
затрат
|
Себестоимость,
руб.
|
|
1
|
Зарплата
|
5778
|
|
2
|
Эл. энергия
|
87703,2
|
|
3
|
Материалы
|
5006,7
|
|
4
|
Амортизационные
отчисления
|
62683
|
|
Итого:
|
161170,9
руб./т
|
Ожидаемая годовая экономия при дополнительном достигнутом
цикле:
Себестоимость концентрата KCl с учетом прироста годовой
добычи составит 22 $
Цена 1 т (95%) KCl (рыночная) -123 $
Ожидаемая годовая экономия с одного очистного забоя:
(123-22)×34594=3493994 $
9.
Подземный транспорт
Разработка калийных месторождений обуславливает большие
объемы горно-подготовительных работ, нарезных и очистных работ с большим
грузопотоком. В нашем случае производительность горизонта составляет 6 млн.
тонн. В связи с высокой производительностью принимаем конвейерный транспорт как
транспорт по горизонту. Его производительность не зависит от длины
транспортировки. 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. Определяющим фактором в выборе схемы транспорта
является особенность вскрытия и системы разработки.
Вскрытие производится центрально-расположенными стволами с
проведением на крыльях горизонта главных штреков. Подготовка панельная с
обратной отработкой.
Рисунок 9.1. Схема транспорт руды на горизонте - 445.
забойный скребковый конвейер ЕКФ-3-30-72 (реверсируемый),
штрековый (конв. штр. лавы) передвижной скребковый конвейер
ЕКФ-3,
участковый конвейер 2ЛТ-100,
панельный конвейер 2ЛТ-100,
конвейер 2ЛТ-100 главного направления,
околоствольный бункер.
Транспорт руды из забоя осуществляется следующим образом:
руда по скребковому конвейеру ЕКФ-3-30-72 движется на конвейерный штрек лавы,
где через конвейер ЕКФ-3 поступает на конвейерную сбойку, где устанавливается
конвейер 2ЛТ-100, далее руда поступает на конвейер 2ЛТ-100 конвейерного штрека
панели и далее на конвейер 2ЛТ-100 главного направления к околоствольному
бункеру, затем скипами выдается на поверхность. Все ленточные конвейеры, а
также штрековые скребковые конвейеры лав автоматизированы с помощью аппаратуры
и управляются с поверхности пультом ПГДМ-1.
В качестве забойного скребкового конвейера принимаем конвейер
ЕКФ-3-30-72, который входит в состав комплекса EДB-300/760-SG-230. Одноцепной
забойный изгибающийся конвейер предназначен для доставки сильвинита из лавы и
доставки галита к местам перегрузки на погрузочные конвейера.
Длина - 150 м,
Перемещение - ± 6°,
Производительность - 500 т/час,
Скорость цепи - 1,0 м/с,
Загрузка - 167 кг/м,
Мощность привода - 2x160кВт.
Штрековый конвейер ЕКФ-3 - передвижной. По мере подвигания
забоя став подвижного конвейера подтягивается гидравлическим шагающим
устройством вперед, чтобы не допускалось отставание натяжной головки конвейера
от ниши забоя более чем на 5 м. При подходе забоя к концевой головке
неподвижного штрекового конвейера, последний подтягивается без разборки далее к
следующей конвейерной отбойке. Передвижку осуществляют с помощью лебедки,
установленной на конвейерном штреке лавы.
9.1
Доставка людей и грузов на горизонте
Доставка людей к месту работ и обратно к стволу производится
в специально оборудованных автомашинах «Минка-26»:
Ø средняя скорость движения - 20 км/ч,
Ø средневзвешенная длина
трассы - 3 км,
Ø посадка у ствола - 5 мин,
Ø выход - 5 мин,
Ø маневры - 3 мин,
Всего: - 31 мин
«Минка-26» - 20 мест, число людей на панели - 20 человек.
 - рейс на одну
панель.
Для оперативного дежурного персонала участков ПВРКТ, ПВРСТ, БВР,
службы автоматики применяются УАЗ-469, «Минка-26», «АРО» (Румыния). Доставка
тяжелого оборудования производится гусеничным транспортом ТДТ-40, ТДТ-55;
доставка материалов, ГСМ, крепежных материалов производится МТЗ-50, Т-40,
СШ-20. Для зачистки выработок используются бульдозеры ДТ-75. При
монтажно-демонтажных работах гидромеханических комплексов применяются машины ПГТ-10,
ПСТ-10 (Германия).
9.2
Расчет скребкового конвейера
Техническая характеристика ЕКФ-3
|
Производительность,
т/ч
|
500
|
|
Длина
конвейера, м
|
150
|
|
Мощность эл.
двиг., кВт
|
2x132
|
|
Ширина, мм
|
642
|
|
Ширина с
навеской, мм
|
1572
|
|
Высота со
стороны погрузки, мм
|
215
|
|
Высота со
стороны погрузки с барабанами, мм
|
564
|
|
Длина рештака,
мм
|
1900
|
|
Масса
конвейера, т
|
104
|
9.3
Эксплуатационная производительность
Определение среднеминутного грузопотока.
 (9.1)
где Т - время смены;
Кр
- коэффициент, учитывающий время использования смены
Определение максимального грузопотока
 (9.2)
где B - ширина захвата, м;
m - мощность
пласта, м;
Vn
- скорость подачи, м/с;
 - плотность, т/м3;
 - коэффициент, зависящий от режима работы, = 1 для односторонней системы отработки.
Определение минутного коэффициента неравномерности.
 (9.3)
Продолжительность разгрузки конвейера.
 , (9.4)
по таблице определяем расчетный коэффициент неравномерности с
учетом K1 и tk: Kt = 2.
Эксплуатационная производительность.
 (9.5)
Необходимое сечение конвейера.
 (9.6)
где Vц - скорость движения цепей, м/с;
n -
плотность руды.
Фактическое сечение конвейера.
 (9.7)
где b - ширина конвейера, м;
h - высота
со стороны погрузки, м;
с - ширина
между направляющими, м;
 - угол естественного откоса,
Fн
= 0,08 ≤ 0,09 - конвейер удовлетворяет заданным
условиям.
Определение сопротивления движению при работе скребкового
конвейера.
 (9.8)
где g = 9,8 м/с;
qц=20
кг/м - линейная масса тягового органа;
Lk-длина
конвейера, м;
fц=0,25
- коэффициент трения цепи о желоб.
 Н
Линейная масса груза.
 , (9.9)
Скребковый конвейер
Рисунок 9.2. Схема к расчету скребкового конвейера
Sсб = S1 = 3000 H;
S2 = S1 + Wx = 10350H;
S3 = S2 × 1,1 = 11385 H;
Sнб = S4 = S3 +Wгр = 53985 H;
Определение тягового усилия привода конвейера.
 (9.10.)
Сопротивление движению на приводной головке.
 (9.11.)
Определение суммарной мощности электродвигателей.
 (9.12)
где Vгр =1,
kз
- коэффициент запаса прочности.
Для привода конвейера берем двигатель мощностью 75 кВт.
9.4
Расчет ленточного конвейера
Угол наклона конвейерного штрека β = 0.
Скорость движения ленты Vл = 2,5 м/с
(2ЛТ-100)
Плотность руды в насыпке γн = 2,04 т/м3
Ширина ленты -  = 1000 мм,
Диаметр роликоопор - 127 мм,
Угол обхвата - 480 град,
Расчет эксплуатационной производительности.
Проверка по приемной способности:мах = 15,7 м3/мин
- максимальная приемная способность конвейера;= 11,3 м3/мин < aмах
= 15,7 м3/мин
Конвейер 2ЛТ-100У удовлетворяет требованиям по приемной
способности.
Продолжительность загрузки конвейера:
 . (9.13)
Расчетный коэффициент неравномерности: kt = 1.1
Эксплуатационная производительность:
 (9.14)
Определение сопротивлений движению:
 
где ωI - коэффициент сопротивления движению.
Определение линейной массы груза, ленты и движущихся частей.
 ;
где  - линейная масса груза;
 и  - линейные массы вращающихся частей;
 и  - массы роликоопор грузовой и ходовой
ветвей соответственно, кг;
 - расстояние между роликоопорами;
 - линейная масса ленты:
 (9.15)
где  = 1.1 - объемная масса ленты, т/м3;
 - насыпная ширина ленты, т;
i - число
прокладок;
 - толщина одной прокладки, мм;
 - толщина верхней прокладки, мм;
 - толщина нижней прокладки, мм.
Натяжение ленты.
kТ=1,3
- коэффициент запаса сил трения на привод барабана;
 = 4,5 - тяговый фактор.
 (9.16)
 Н, (9.17)
Рисунок 9.3. Схема ленточного конвейера 2ЛТ-100У
 H;
 H;
 H;
 H;
 H;
 H;
 H;
 Н;
 H;
Наименьшее допустимое натяжение ленты груженой ветви (точка 3)
из-за провисания ее между роликами:
S6min  8×(gГ
+gл) ×g×L/ = 8×(11 +17)×9,8×1,2 = 2634 H
Так как 18644 Н 2643 Н, то перерасчета натяжения лент производить не требуется.
Определяем запас прочности ленты на разрыв
Для резинотросовой ленты:
 ;  (9.18)
 Н, (9.19)
где B - ширина ленты;  - число прокладок
 ; (9.20)
 .
Тяговое усилие привода.
 .
Мощность двигателя приводных барабанов.
 ; (9.21)
 116<150
где Kp - коэффициент, учитывающий время
использования смены.
F - тяговое
усилие привода.
η - КПД механической передачи
Для привода ленточного конвейера выбираем двигатель мощностью 150
кВт.
Список
используемой литературы
1) «Нормативные
и методические документы по ведению горных работ на Старобинском месторождении
калийных солей.», Солигорск-Минск, 1995.
2) Р.Н.
Хаджиков «Горная механика.», Москва, «Недра», 1988 г.
) А.Д.
Смычник, Л.И. Томчин «Правила безопасности при разработке подземным способом
соляных месторождений РБ.», Минск, 1998 г.
) В.Д.
Кощеев, А.Б. Ковальчук «Горное дело.», Москва, «Недра», 1979 г.
) Ю.С.
Пухов «Рудничный транспорт.», Москва, «Недра», 1991 г.
) «Нормы
технологического проектирования предприятий калийной и соляной
промышленности.», Часть 1 «Калийные рудники.», Минск, 1999.
) «Правила
безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений республики
Беларусь». - Минск, 1994.
Похожие работы на - Проект вскрытия, подготовки и отработки Третьего калийного пласта в условиях шахтного поля 2 РУ ОАО 'Беларуськалий'
|