Сумах дубильный

  • Вид работы:
    Реферат
  • Предмет:
    Биология
  • Язык:
    Русский
    ,
    Формат файла:
    MS Word
    147,99 kb
  • Опубликовано:
    2009-01-12
Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.
Помощь в написании работы, которую точно примут!

Сумах дубильный

СОДЕРЖАНИЕ

1. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ

.1 Состояние горных работ

1.2 Обоснование порядка отработки шахтного поля

.3 Обоснование системы разработки

.4 Обоснование выбора оборудования

1.5 Бизнес - план

.5.1 Общие положения

.5.2 Описание вида деятельности

.5.3 Оценка рынка сбыта

.5.4 Конкуренция

.5.5 Стратегия маркетинга

.5.6 План производства

.5.7 Организационный план

.5.8 Юридический план

.5.9 Оценка риска и страхование

.5.10 Финансовый план

.5.11 Стратегия финансирования

. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 Общие сведения о месторождении

.2 Геологическая характеристика шахтного поля I РУ

.2.1 Стратиграфия и литология

.2.2 Тектоника

.2.3 Гидрогеология, рассоловыделения

.2.4 Калиеносность

.2.5 Газодинамические явления

.3 Характеристика I калийного горизонта

.3.1 Геологическое строение

.3.2 Горнотехнические условия разработки

.4 Характеристика проектируемого участка

.4.1 Гидрогеологические условия отработки

ГОРНАЯ ЧАСТЬ

.1 Вскрытие I калийного горизонта

.2 Подготовка I горизонта

.2.1 Подготовка опытной панели

.3 Выбор системы разработки

.3.1 Камерная система разработки

.3.2 Столбовая система разработки

.3.3 Комбинированная система разработки

.3.3 Проходка и поддержание горных выработок

СПЕЦЧАСТЬ

Проектирование панели и очистных работ в лаве

.1 Выбор очистного оборудования

.2 Расчет несущей способности крепи

.2.1 Проверка конструктивных параметров крепи

.2.2 Расчет несущей способности крепи.

.3 Расчет производительности комбайна Электра-700СЕЛ.

.4 Технико-экономические показатели лавы.

.5 Проветривание 1 калийного горизонта

.5.1 Расчет количества воздуха для проветривания опытной панели на период ведения подготовительных работ

.5.2 Расчет количества воздуха для проветривания опытной панели на период ведения очистных работ.

.5.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горизонта

.6 Подземный транспорт.

.6.1 Конвейерный транспорт.

.6.1.1 Расчет максимальных грузопотоков

.6.2 Вспомогательный транспорт

БЕЗОПАСНОЕ ВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ

.1 Общие положения

.2 Специальные мероприятия по соблюдению газового режима

.3 Мероприятия по предупреждению загазирования

.4 Контроль за составом рудничной атмосферы

.5 Мероприятия по обеспечению безопасности труда

.6 Передвижение персонала

.7 Безопасность очистных и подготовительных работ

.8 Безопасность подъемно-транспортных операций

.9 Электробезопасность

5.10 План ликвидации аварий

5.11 Природоохранные мероприятия, направленные на улучшение экологии Солигорского промрайона

ОХРАНА ТРУДА

.1 Техника безопасности

.2 Производственная санитария

.3 Пожарная безопасность

7. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 Исходные данные

7.2 Расчет численности промышленно-производственного персонала

.3.1 Составляющие капитальных вложений

7.3.2 Затраты на горно-капитальные работы

7.3.3 Капитальные вложения по зданиям и сооружениям

7.3.4 Капитальные вложения в рабочие машины и оборудование

7.3.5 Капитальные вложения в инструмент

.3.6 Капитальные вложения в производственный инвентарь

7.4 Расчет эксплуатационных расходов и себестоимости продукции

.4.1 Исходные положения

.4.2 Электроэнергия на технологические цели

.4.3 Материалы

7.4.4 Расчет фонда заработной платы

7.4.4.1 Расчет заработной платы для рабочих

.4.4.2 Расчет заработной платы для инженерно-технических рабочих

7.4.5 Отчисления на социальное и медицинское страхование

.4.6 Амортизация основных фондов

.4.7 Ремонтный фонд

.4.8 Цеховые расходы

.4.9 Налоги, относимые на себестоимость

7.4.10 Калькуляция себестоимости продукции

7.5 Расчет и обоснование цены

.6 Определение точки безубыточности

7.7 Расчет и анализ технико-экономических показателей

Выводы

Список использованных источников

ВВЕДЕНИЕ

месторождение калийный руда добыча

Старобинское месторождение калийных солей открыто 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.

Добыча минеральных солей и продуктов их переработки непрерывно возрастает как на мировом уровне в целом, так и в отдельных станах.

Калий - широко распространённый в природе химический элемент, который является жизненно важным компонентом практически для всех растений и служит залогом повышения выносливости и урожайности сельскохозяйственных культур. Один килограмм внесённых в почву удобрений позволяет получить дополнительно до 5кг зерна, 50кг картофеля, 40кг сахарной свеклы, 20кг помидоров. Поэтому, для восполнения питательных веществ, ежегодно необходимо вносить в почву от 40 до 300кг калийных удобрений. Как видно из вышеизложенного, потребность в калийных удобрениях весьма велика, что и обуславливает достаточно высокий уровень добычи калийных руд во всём мире. Основным калийсодержащим минералом является сильвин (KCL).

Старобинское месторождение калийных солей общей площадью около 350 кв. километров расположено в северо-западной части Припятской впадины на территории Солигорского, Любанского и Слуцкого районов Минской области. Кровля соленосной толщи залегает на глубине 300-600 м, мощность толщи в центре - 550-800м, а на периферии выклинивается до нуля.

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.

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 из недр и др.

1. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ

.1 Состояние горных работ

В настоящее время срок отработки промышленных запасов калийных РУД рудника 1РУ на двух эксплуатируемых горизонтах при установленной мощности предприятия составит около 14 лет.

В связи с тем что ожидается выбытие Второго калийного горизонта по причине полного погашения его промышленных запасов, на Третьем калийном горизонте, имеющем три главных направления, есть трудности с размещением новых очистных забоев взамен выбывающих. Ввод в эксплуатацию нового Первого калийного горизонта взамен выбывающих площадей стабилизирует работу предприятия и планируемые организационно-технические мероприятия в этом направлении весьма актуальны.

Первый калийный горизонт был вскрыт в 1987-1990 годах тремя бремсбергами: транспортным, конвейерным и вентиляционным, и тремя горизонтальными технологическими выработками, с целью проведения опытных работ по его отработке и геологического изучения.

.2 Обоснование порядка отработки шахтного поля

При отработке пластовых месторождений используют два варианта: прямой и обратный.

При прямом порядке отработки сначала разрабатывают части, расположенные ближе к центру шахтного поля. При этом фронт очистных работ перемещается от границ к центру. Недостатками этого варианта является повышенное горное давление на выработки главного направления в районе отработанных панелей, для сохранности которых требуются дополнительные затраты, а также утечки воздуха, доходящие до 60%, однако происходит быстрая окупаемость затрат.

При обратном порядке вначале разрабатывают части шахтного поля, расположенные ближе к границе шахтного поля. При этом фронт очистных работ перемещается от границ к центру. Недостаток этого варианта - увеличение срока подготовки шахтного поля.

Достоинства:

1. Производится детальная доработка пласта, выявляются геологические нарушения.

2. Практически исключаются утечки воздуха.

3. Небольшие затраты на поддержание выработок главного направления.

Исходя из опыта ведения горных работ действующего предприятия, а, также учитывая геологические особенности Старобинского месторождения, принимаем прямой способ отработки опытной панели.

.3 Обоснование системы разработки

Специальной частью проекта является выбор рациональной системы разработки первого калийного горизонта с закладкой глинисто-галитовых прослоев в выработанное пространство лавы, формируя бутовые полосы.

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 горнотехнических условий могут применяться различные варианты столбовой системы разработки с валовой и селективной выемкой пласта, с разделением и без разделения его на слои.

Проектом предусмотрена столбовая система разработки с селективной выемкой слоев 3-4-5 верхней сильвинитовой пачки первого горизонта и закладкой галитовых слоев 3-4 и 4-5 в отработанное пространства.

Длина панели принята от главного транспортного штрека - 1570м, длина лавы - 200м.

.4 Обоснование выбора оборудования

Проектом предусматривается отработка проектируемого участка прямым порядком с выемкой слоев 4-5 верхней пачки первого калийного горизонта средней вынимаемой мощностью - 1,15м. Бортовые выработки лавы, вспомогательный транспортный штрек лавы, а также исследовательская выработка были пройдены комбайном Урал-10КС с поддиром почвы.

Для подготовки панели применяется комплекс в составе: проходческий комбайн ПК-8МА, бункер-перегружатель БП-14, самоходный вагон 5ВС-15М, перегружатель передвижной скребковый ППС «Универсал».

Вентиляционный штрек лавы, с целью экономии времени и финансов, решено не проходить до монтажных штреков лавы. После сбойки очистного забоя с вентиляционным штреком решено одну секцию забойной крепи БС2.1П заменить на секцию приштрековой крепи Фазос 22/34.

Для обеспечения панели необходимым количеством воздуха по максимальному фактору (запыленность очистного забоя), - 473 м3/мин.

1.5 Бизнес - план

1.5.1 Резюме

Цель бизнес-плана.

В настоящем бизнес плане определена экономическая целесообразность поддержания мощности 1 РУ Старобинского месторождения.

РУП ПО "Беларуськалий" осуществляет добычу подземным способом и переработку минерального сырья - сильвинитовой руды и получение калийных удобрений. Предприятие является одним из крупнейших производителей калийных удобрений в мире.

1.5.2 Характеристика продукции

РУП ПО «Беларуськалий» осуществляет выпуск продукции по следующей номенклатуре:

1. Калийные удобрения:

· хлоркалий мелкозернистый

· хлоркалий мелкокристаллический

· хлоркалий гранулированный

· смешанная соль

2. Техническая соль.

3. Сильвинит молотый.

4. Соль поваренная кормовая.

5. Соль поваренная пищевая.

По удельному весу калийные удобрения составляют более 90%.

Вся выпускаемая продукция сертифицирована «Белстандартом». На продукцию имеются удостоверения гигиенической регистрации. Она может реализовываться как в соответствии с требованиями стандартов, так и требованиями конкретных контрактов. Упаковка - мешки по 1000кг.

1.5.3 Оценка рынка сбыта

Добытая руда с помощью системы конвейеров и подъёма выдаётся на гора для дальнейшего прохождения цикла переработки с выделением ценного компонента - калия - в максимально возможной концентрации (95%).

Качество руды с первого калийного горизонта невысокое (19,14% КСL), однако удовлетворяет требованиям обогатительной фабрики.

Импортёрами продукции РУП ПО «Беларуськалий» в 1999г. явл. 54 страны мира, в 2000 г. - 56 стран, в 2001 г. 62 страны. В настоящее время, несмотря на сезонные колебания, наблюдается тенденция к увеличению потребления хлористого калия в Азии, Латинской Америки, Восточной Европе.

1.5.4 Конкуренция

Положение с экспортом калия обстоит таким образом, что большинство стран стремится экспортировать столько же продукции, сколько они могут произвести в пределах своих мощностей, что порождает конкуренцию между товаропроизводителями. Учитывая географическое положение Беларуси, основным конкурентом является Германия. Основное направление германского экспорта - это рынки Европы.

Компания «Каli und Saiz AG» представляет собой предприятие, имеющее полностью интегрированную и усовершенствованную структуру с расширенным диапазоном готовой продукции. Производственные мощности используются на 98%. В мировом экспорте доля компании составляет около 15%. Компания продолжает упрочивать позиции на рынке путём расширения ассортимента выпускаемой продукции.

1.5.5 Стратегия маркетинга

Затраты на энергию возросли до уровня мировых и составляют 11,64% в себестоимости. Существенное влияние оказывает изменение курса валют, расходы на транспортировку, так как у производителей калия нет выбора, где строить производство. Это зависит от источника сырья.

Предприятие около 80% всех материалов и 90% оборудования импортирует из-за пределов Республики Беларусь тоже по мировым ценам. Продукция продается через собственную торговую сеть. Условная отпускная цена единицы продукции 33050 руб. Предприятию выдана генеральная Лицензия на право реализации калийных солей на внутренний рынок, страны СНГ и на экспорт.

Добываемое сырье поставляется только на обогатительную фабрику и не используется для других целей. Цена на производимую продукцию считается условной, вернее сказать - это затраты связанные с добычей сырья.

1.5.6 План производства

Предприятие фондоёмкое, работает на дорогостоящем оборудовании с небольшим сроком амортизации. Амортизационные отчисления на оборудование составляют 2 634 141, 825 тыс.руб.

Проектируемая панель будет отрабатываться на проектируемом к разработке участке Старобинского месторождения. Панель будет отрабатываться одним блоком, на котором будет работать проходческо-очистной комплекс Электра-700СЕЛ. Планируемая производительность панели - 462 195 т/год .

Качественная характеристика руды следующая: КС1 - 19,14%, Н.О. - 21,96% . Общая сумма капитальных вложений составляет - 46 245 361, 04 тыс. руб.

1.5.7 Организационный план

Данная панель входит в состав горного участка, на котором помимо этого ведутся подготовительные работы проходческим комплексом ПК - 8МА.

Число рабочих - 33 человек. График работы: пятидневная рабочая неделя с двумя выходными днями; число смен в сутки - 4 , из них 3 - добычные и одна ремонтная. Продолжительность смены - 6 часов.

1.5.8 Юридический план

Предприятие является юридическим лицом по законодательству Республики Беларусь. Оно имеет самостоятельный баланс, обособленное имущество, расчетный, валютный и другие счета в учреждениях банков, круглую печать со своим наименованием и с изображением Государственного герба Республики Беларусь, штампы со своим наименованием и другие реквизиты юридического лица.

Основным видом деятельности является добыча калийных солей.

Предприятие имеет разрешения Проматомнадзора РБ:

1.  На право добычи полезных ископаемых подземным способом на месторождении калийных солей;

2.  на эксплуатацию горных производств и объектов;

3.  на ремонт горных производств;

4. на эксплуатацию горношахтного оборудования и т.д.

Правовые интересы предприятия представляет юридическая служба.

1.5.9 Оценка риска и страхование

Производится страхование имущества на случай возникновения сложных горно-геологических условий, которые грозят потерей оборудования, а так же страхование здоровья и жизни работников.

1.5.10 Финансовый план

Прогнозируемый объем добычи - 462 195 т. Общая сумма инвестиций составляет - 46 245 361, 04 тыс. руб. Чистая прибыль составит - 2 888 339, 8 тыс. руб. Объём добычи при безубыточности производства составит - 125 790 т.

1.5.11 Стратегия финансирования

Для финансирования проекта используются банковские кредиты под 12% годовых. Период окупаемости составит - 7,1 лет.

2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 Общие сведения о месторождении

Старобинское месторождение калийных солей расположено в пределах Солигорского, Любанского и Слуцкого районов Минской области Республики Беларусь.

Залежь состоит из четырёх калийных горизонтов - с первого по четвертый (сверху вниз):

Первый - мощностью 2-7м залегает на глубине 350-620м в центре месторождения. Содержание KCL - 19%, нерастворимого остатка (НО)- 19-21%. В настоящее время горизонт временно не отрабатывается.

Второй - мощностью 1-4,4м залегает на глубине 370-700м. Содержание KCL - 27-32%, НО- 3-8%. Горизонт представлен двумя (верхним и нижним) сильвинитовыми слоями, разделенными слоем каменной соли. Горизонт отрабатывается на полную мощность.

Третий - состоит из трех пластов: верхнего - сильвинитового, среднего - глинисто-карналлитового и нижнего - сильвинитового, который и является промышленным. Он представлен шестью сильвинитовыми слоями (снизу вверх), разделенными слоями каменной соли. Отрабатываются только II, III и IV слои суммарной мощностью 4,5м, содержанием KCL- 21- 24%, НО - 2-10%. Глубина залегания 350-600м.

Четвёртый - залегает на глубине 600-1335м. В средней части мощность пласта составляет 25-35м, содержание КСL - 15-20%, НО - 4-16%. Геологическое строение горизонта слабо изучено, поэтому горизонт в настоящее время не отрабатывается.

Разведочные работы на Старобинском месторождении начаты в 1949 году. Эксплуатация его начата с 1963 года - с вводом 1 РУ, в 1965 году введено 2 РУ, в 1969г. - 3 РУ и в 1979 году - 4 РУ. Суммарная производственная мощность ПО «Беларуськалий» составляет 5445.7 тыс. т минеральных удобрений в год (в пересчете на 100% К2О.)

В центре месторождения расположен город Солигорск, находящийся в 130км от Минска. В 8км от Солигорска на юго-запад расположен городской посёлок Старобин, в 40км к востоку - районный центр г. Любань, в 30км на север - г. Слуцк. Со всеми названными населёнными пунктами Солигорск связан асфальтированным шоссе. Территория всего Солигорского района покрыта густой сетью шоссейных и грунтовых дорог. Солигорск также связан железнодорожной веткой со станцией Слуцк, через которую проходит железная дорога, соединяющая два крупных железнодорожных узла: Барановичи и Осиповичи. Первый из них находится на магистральном пути Москва-Брест, второй - Вильнюс-Киев.

В Солигорске помимо 4-х рудоуправлений, производящих калийные удобрения, имеются: завод сборного железобетона, литейно-механический завод, а также ряд предприятий лёгкой и пищевой промышленности. На площади залегания калийных солей имеются месторождения строительных материалов: песчано-гравийные, строительного песка и др., часть которых в настоящее время разрабатывается.

Промышленные предприятия и населённые пункты получают электрическую энергию от энергетической системы по высоковольтной линии 110 кВ от опорной подстанции ПС-330 кВ «Слуцкая».

Водоснабжение населения и промышленных предприятий осуществляется из скважин и колодцев, эксплуатирующих подземные воды девонских и четвертичных отложений.

Район месторождения густонаселён. Основным занятием населения является сельское хозяйство, и лишь в наиболее крупных городах и населённых пунктах имеются небольшие предприятия местной промышленности и кооперации.

Рельеф района месторождения равнинный. Лишь в северной его части встречаются холмообразные возвышенности конечно-моренных гряд. Абсолютные отметки земной поверхности изменяются от +137,9 до +173,2м.

Климат района - умеренно-континентальный. Среднемесячная температура воздуха колеблется от -5,9°С (январь) до +18,2°С (июль). Минимальная температура воздуха равна -37,4°С (январь), максимальная - +36,2°С (июль). Средняя глубина промерзания почвы в зависимости от характера зимы колеблется от 0,2 до 0,75м, в отдельные годы - до 2м. Продолжительность зимнего периода - 5 месяцев. Снежный покров держится до 3-х месяцев. Толщина его в среднем равна 0,18-0,20м. Лето характеризуется умеренной температурой, обильными осадками, среднемесячное количество которых колеблется от 500 до 680мм и 70-75% которых приходится на период с апреля по октябрь. Преобладающее направление ветров юго-западное. Скорость ветра обычно равна 2,9-6,6 м/сек.

На площади месторождения широко развита гидросеть, состоящая из мелких ручьёв и мелиоративных каналов. Наиболее крупные из рек - Случь и Морочь. На р. Случь в районе Солигорска создано крупное водохранилище, служащее источником технического водоснабжения предприятий города.

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.

2.2 Геологическая характеристика шахтного поля 1 РУ

 

2.2.1 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 1600-2400м. 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 350-400м.

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 129-170м.

В составе верхнего девона выделяются отложения франского и фаменского ярусов.

Для отложений франского яруса характерен глинисто-карбонатный тип разреза мощностью до 230м. 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 185м) глинисто-карбонатную пачку.

Верхняя соленосная толща, мощностью до 1500м, 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 600м), пространственно протяженную пластовую залежь, выклинивающуюся на юге и юго-западе. Строение подтолщи характеризуется чередованием пачек соляных и не соляных 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 230-320м 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 50-80м.

2.2.2 Тектоника

Старобинское месторождение калийных солей приурочено к северо-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, наклонённых на северо-восток и ступенчато погружающихся в восточном направлении. Нижние структурные этажи осадочного чехла наследуют 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 20-400м. 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°. Установленная амплитуда разлома на уровне 3 калийного горизонта составляет 80-100м. Вверх по разрезу амплитуда разлома уменьшается и на уровне 2 калийного горизонта составляет 65м. Общая ширина нарушенной зоны составляет 30-35м 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 несоответствие 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 установлены две системы таких трещин, согласующихся по простиранию с региональными разломами, обрамляющими месторождение.

2.2.3 Гидрогеология и рассоловыделения

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.

Что касается рассолов, то они по своему происхождению 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-й 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 пласты каменной соли.

Конденсационные рассолы отличаются сезонным изменением объемов, 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 тёплый 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 обводнённых песчаников, сформировавшихся в процессе выщелачивания соленосных песчаников, залегающих между Третьим и Четвёртым калийными горизонтами. Обводненные песчаники залегают на расстоянии 130-210м от контура выклинивания Третьего калийного горизонта.

2.2.4 Калиеносность

В пределах шахтного поля 1 РУ развиты 4 калийных горизонта: первый, второй, третий, четвертый (сверху вниз). Залегают они внутри мощных пачек каменной соли. Представляют собой пластовые залежи, полого падающие в северо-восточном направлении под углом 1-3°, осложненные на площадях, примыкающих к тектоническим нарушениям, а также в зонах выклинивания калийных горизонтов.

Южная граница распространения Первого, Второго и Третьего калийных горизонтов имеет постседиментационную природу и обусловлена процессами древнего подземного выщелачивания. На фоне спокойного погружения кровли соленосной толщи в южном направлении имеются эрозионные депрессии, где в верхней части соленосных отложений соляные пачки выщелочены на большую глубину, чем на соседних участках. Выщелачиванию здесь подвергнуты и калийные горизонты, залегающие вблизи кровли соленосной толщи и прослеживающиеся в низах ГМТ в виде гематитовых прослойков. Этим обусловлена сложная конфигурация границ выклинивания калийных горизонтов.

Первый калийный горизонт приурочен к 29-й соляной пачке. Распространён в центральной и северной части шахтного поля. Развит, в основном, в осевых частях синклинальных структур субширотного простирания. Глубина залегания кровли горизонта 352-451м. На север - северо-восток происходит постепенное погружение кровли горизонта. Горизонт состоит из 5 сильвинитовых прослоев, разделённых прослоями каменной соли и глин. Окраска сильвинитов - красная, различных тонов и оттенков. Характерная особенность строения пласта в сосредоточении глин преимущественно в межслоевой каменной соли в виде прослоев мощностью от нескольких мм до 30см. Глинистые прослои в сильвинитовых слоях редко превышают 4мм, составляя преимущественно 2-3мм.

Калийный горизонт можно условно разделить на 2 пачки: верхнюю и нижнюю. Верхняя пачка включает слои 3; 3-4; 4; 4-5; 5. Мощность ее составляет 2,1-2,3м. Нижняя пачка состоит из слоев 1; 1-2; 2; 2-3 и имеет мощность 3,35м. Мощность верхней пачки уменьшается в северо-восточном направлении от 2,3м до 1,95м с изменением содержания KCL от 27,85% до 27,29%.

Содержание НО в верхней пачке достигает 13-15%. Средняя мощность горизонта составляет 5,6м, содержание KCL - 18%, НО - 19%.

2.2.5 Газодинамические явления

Газ в горных породах, слагающих калийные горизонты, находится в микровключённом и свободном состояниях. В составе преобладают азот и инертные газы, доля горючих газов невелика. Газоносность сильвинитов составляет около 79 мг на 1 кг породы.

Скопления свободных газов приурочены в основном к глинистым прослойкам, но иногда вместилищем газов являются трещины и небольшие пустоты.

Выделение газа происходит при бурении скважин и шпуров в кровлю горных выработок. Наибольшее количество газовыделений приурочено к глинисто-карналлитовой пачке.

Выбросы соли и газа происходят при проходке горных выработок и связаны в большинстве случаев с разрывными и складчатыми геологическими нарушениями в залегании калийных горизонтов. Основными геологическими структурами, опасными по внезапным выбросам, являются мульды и тектонические трещины.

.3 Характеристика I калийного горизонта

2.3.1 Геологическое строение

Первый калийный горизонт распространен в северо-восточной часть шахтного поля рудника 1РУ на площади около 12 кв. км и ограничен на юге контуром выклинивания по кровле соленосной толщи равной 2 м. Глубина залегания его кровли колеблется от 352м до 451м.

Запасы руды I калийного горизонта на площади шахтного поля рудника 1 РУ по результатам оперативного подсчета определены в объеме 13,03 млн. т сырых солей с содержанием KCL - 19,14% и НО - 21,96%. На основании кондиций, утвержденных Госпланом СССР в 1960г., они отнесены ГКЗ по состоянию на 1.03.1962г. к забалансовым из-за слабой его изученности и повышенности содержания нерастворимого остатка. Объемный вес руды в соответствии с протоколом № 3654 принят 1,98т/м3.

Геологическое строение первого калийного горизонта сложное и представлено пятью сильвинитовыми слоями мощностью 0,20÷0,95м, разделенных глинисто-галитовыми слоями мощностью от 0,22м до 2,65м. Средняя мощность горизонта - 5,21м. Угол падения 1˚-1,5˚ на северо-восток. Горизонт имеет четкое трехчленное строение, где два сильвинитовых пласта разделены средним глинисто-галитовым пластом, сложенным неравномерным чередованием слоев каменной соли со слоями галопелитов.

К отработке предлагается только верхняя часть горизонта. Средняя мощность верхнего пласта, включающая сильвинитовые слои 3, 4 и 5, а также промежуточные слои галита и глины составляет 1,96м. Среднее содержание компонентов KCL - 27,54%, НО - 14,85%.

Первый калийный горизонт отнесен к опасным по газу.

Таблица 1

Средний геологический разрез пласта верхней пачки I калийного горизонта проектируемого участка.

Слой

Мощность, м

Среднее содержание,%


минималь-ная

максималь-ная

средняя

KCL

HO

5 сильвинитовый

0,21

0,35

0,22

40,61

2,25

4-5 галитовый

0,45

0,62

0,32

9,48

25,65

4 сильвинитовый

0,50

0,62

0,57

43,46

2,69

3-4 галитовый

0,28

0,35

0,55

8,20

32,53

3 сильвинитовый

0,18

0,18

0,3

42,42

3,28


2.3.2 Горнотехнические условия разработки

Первый калийный горизонт, распространен в северной части шахтного поля 1 РУ, практически на всей площади подработан горными работами II и III горизонтов, что привело к изменению гипсометрии пласта. Работами по вскрытию горизонта и горноподготовительными выработками было обнаружено наличие газонасыщенных зон, в результате чего произошло загазование выработок. В результате подработки Вторым горизонтом возможно смещение и нарушение целостности толщи между II и III горизонтами, которая составляет 65 - 75м, и как следствие этого проникновение горючих газов из нижнего на верхний горизонт.

Наличие газа и напряженное состояние массива не исключает возможности газодинамических явлений.

Проектируемый участок располагается на северо-восточном крыле горного отвода 1 РУ, на границе с шахтными полями 2 РУ и 3 РУ, примыкает к барьерному целику и подработан камерной системой. На II горизонте камеры шириной 1,5м пройдены комбайном ШБМ-2, приведенная вынимаемая мощность 1,8м, время отработки 1968-1972гг.

3. Горная часть

3.1 Режим работы 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 - 314

3.2 Вскрытие I калийного горизонта

 

Способы вскрытия шахтных полей Старобинского месторождения аналогичны способам вскрытия пластовых пологопадающих месторождений.

По взаимному расположению стволов различают центральную, центральноотнесённую и диагональную (фланговую) схемы вскрытия. Вскрытие может осуществляться вертикальными и наклонными стволами. В зависимости от числа вскрываемых пластов вскрытие может быть раздельным и совместным. Пласты могут вскрываться одновременно и последовательно.

Так как растворимость калийных пластов и вмещающих пород вызывает необходимость оставления больших целиков около стволов, принимается центральная схема вскрытия. При этой схеме все стволы располагаются в центре шахтного поля на расстоянии 150 - 200 м друг от друга.

Шахтное поле рудника 1 РУ вскрыто четырьмя вертикальными стволами по центральной схеме. Диаметр стволов в свету - 7,0 м.

Характеристика вскрывающих выработок

СТВОЛ №1 - пройден до III калийного горизонта. Ствол оборудован скиповым и клетевым подъёмами. Ствол после капитального ремонта служил для выдачи каменной соли с пласта - 305м по временной схеме. В первом полугодии 2000 года скиповой подъём ствола будет переоборудован для выдачи калийной руды с гор. - 430м.

Ствол оборудован двухскиповой подъёмной машиной - БЦК-8/5х1,7; клетевой подъёмной машиной - ЦР-5х3,5. Грузоподъёмность скипов до 25 тонн, разгрузка донная; скип с секторным затвором. Клеть типа 1НОВ-400 с противовесом. Ствол оборудован для спуска и подъёма грузов с III горизонта, используется для подачи свежего воздуха на III горизонт.

СТВОЛ №2 - пройден до II калийного горизонта. Ствол оборудован скиповым и клетевым подъёмами. Двухскиповая подъёмная машина - БЦК-8/5х1,7; клетевая подъёмная машина - ЦР-5х3,5. Грузоподъёмность скипов - 25 тонн. Клеть с противовесом 1НОВ-400. Ствол предназначен для выдачи руды, добываемой на II калийном горизонте, спуска и подъёма грузов и для подачи свежего воздуха на II горизонт и пласт каменной соли -305м. В первом полугодии 2000 года скиповой подъём ствола будет переоборудован для выдачи каменной соли с пласта - 305м.

СТВОЛ №3 - пройден до III калийного горизонта. Предназначен для удаления отработанного воздуха со всех действующих горизонтов рудника, спуска и подъёма людей и грузов. Оборудован двухклетевым подъёмом. Тип подъёмной машины - ЦР-5х3,5. В стволе имеется лестничное отделение. Тип клети - 1НОВ-400.

СТВОЛ №4 - пройден до III калийного горизонта. Ствол предназначен для выдачи руды с III горизонта, оборудован двумя скиповыми подъёмами. Тип подъёмных машин - 2Ц-2.84, грузоподъёмность скипов 25 тонн. Ствол может быть использован для подачи воздуха на рабочие горизонты рудника. В первом полугодии 2000 года скиповой подъём ствола будет переоборудован для выдачи калийной руды с гор. - 264м.

Таблица 2.

Отметки горизонтов и глубина стволов приведены в таблице 2:

Стволы

№1

№2

№3

№4

Отметка устья

154,4

154,4

154,0

152,8

Отметка II горизонта

- 263,7

- 264,0

275,5

Глубина II горизонта

418,1

418,4

418,0

428,3

Отметка пласта кам.соли-305м

- 299,0

-

- 297,1

-

Глубина пласта кам.соли-305м

453,4

-

451,1

-

Отметка III горизонта

- 431,5

-

- 435,0

- 444,5

Глубина III горизонта

585,9

-

589,0

597,3

Отметка дозаторной

- 483,5

- 307,5

-

-

Отметка камеры улавливания  просыпи

 - 516,9

 - 336,07

 -

 -

Отметка зумпфа

- 529,1

- 348,6

- 446,0

- 507,2

Глубина ствола

683,5

503,0

600,0

660,0

 

Околоствольные дворы. Околоствольный двор представляет собой комплекс горных выработок и камер, расположенных возле шахтных стволов и предназначенных для обслуживания горизонта, соединения стволов с главными транспортными, конвейерными и вентиляционными выработками. Основные требования, которые предъявляются к околоствольным дворам - обеспечение необходимой пропускной способности, простота устройства. Из-за большого расстояния между стволами каждый ствол обслуживается собственной системой околоствольных выработок.

Камеры и выработки околоствольных дворов подразделяются на:

Производственного назначения:

- Сопряжения с околоствольным двором;

Гараж;

Склад ГСМ;

Cклад ВМ - имеется только на Третьем горизонте;

Подземные электромеханические мастерские (ПЭММ);

Центральные понизительные подстанции (ЦПП) и др.

Вспомогательного назначения:

- Камеры хранения оборудования;

- Камеры ожидания;

- Камеры хранения противопожарных материалов;

- Медпункт и др.

Склады ВМ, ГСМ, гараж и ПЭММ должны иметь не менее 2-х запасных выходов, при этом склады ВМ и ГСМ должны проветриваться обособленной струёй.

.3 Подготовка I - го горизонта

Первый калийный горизонт вскрыт со II-го горизонта при помощи бремсбергов. Делается это из-за невозможности вскрытия горизонта при помощи ствола, так как он находится на 120м в стороне от пройденный стволов и не пересекает их.

Первый калийный горизонт был вскрыт тремя бремсбергами: транспортным, конвейерным и вентиляционным, общей длиной 3х760м, из 7 восточной панели гор. -264м и тремя горизонтальными технологическими выработками длиной 2,3км, с целью проведения опытных работ по его отработке и геологического изучения.

Подготовка Первого горизонта будет осуществляться проведением выработок Главного Северного направления, при этом каждая капитальная выработка будет длиной 4200 м.

В связи с горизонтальным и выдержанным залеганием калийных пластов месторождения подготовка I-го горизонта будет осуществляться с помощью главного транспортного, вспомогательного транспортного конвейерного и вентиляционных штреков, пройденных от бремсбергов к границам шахтного поля по пласту полезного ископаемого, перпендикулярно к которым до границ шахтного поля по пласту полезного ископаемого проходятся панельные транспортные и вентиляционные штреки.

Главный транспортный и вспомогательный транспортный штрек представляют собой выработки шириной 3 м, предназначены для подачи свежей струи воздуха на горизонт и движения самоходного транспорта. Параллельно Главному транспортному штреку и вспомогательному транспортному штреку с целиком 3м пройден главный конвейерный штрек с целью удаления отработанной струи воздуха из забоев горизонта. Также пройден главный конвейерный штрек. Он располагается между вентиляционным и транспортным штреками главных направлений. Таким образом главные (капитальные) штреки будут представлены четырьмя параллельными сближенными выработками.

Панельные выработки будут представлены конвейерным, транспортным (одним или двумя), вентиляционными штреками и вспомогательными выработками (закладочными, объездными и т.д.), а также камерами различного назначения: камеры под приводные и натяжные станции ленточных конвейеров; для установки электрооборудования; под участковые распределительные пункты (УРП); центральные распределительные пункты (ЦРП); разворота самоходного транспорта и др.

Главные и панельные выработки будут соединяться сбойками через каждые 200-250 м.

Для проходки выработок главных направлений и нарезки панелей будут использоваться комплексы ПК-8МА.

Техническая характеристика комбайна ПК-8МА:

1. Техническая производительность, т/мин 2,3

. Площадь сечения выработки, м2 8,9

. Высота и ширина выработки, м 3; 3,2

. Наибольшая скорость резанья, м/сек 1,7

. Суммарная мощность ЭД, кВт 663

6. Возможный угол наклона, град ± 15

В состав комплексов ПК-8МА будут входить: непосредственно сам комбайн ПК-8МА, самоходный вагон 5ВС-15М, бункер-перегружатель БП-14А и скребковый конвейер СП-202.

На участках вентиляционного бремсберга длиной ~162м, произведен демонтаж в нижней и верхней части рам и произведена выборка исправных элементов. Перекрытие выполнено из рам (385шт.) изготовленных из профиля СВП-27. Шаг установки рам в нижней части уклона 0,8м, в верхней 0,9м. На бремсберге произведен демонтаж с рам конструкций для навески кабеля с последующей их установкой на транспортном уклоне. Почва уклона не бетонируется и обратный свод не оформляется.

На транспортном бремсберге производится демонтаж рам из профиля СВП-19 в количестве 376 шт. и делается выборка исправных элементов рам для изготовления составного лежня. Из демонтированного профиля СВП-19 изготавливаются лежни согласно конструкции обратного свода. Перед спуском изделия на горизонт выполняется его контрольная сборка. В бремсберге выполнено бетонное покрытие почвы.

На конвейерном бремсберге произведен демонтаж крепи АП-3 из профиля СВП-27. Обратный свод выполнен из цельного профиля СВП-27 без бетонирования с засыпкой соляными породами. Крайние участки с обратным сводом длиной ~1,0 м забетонированы. Для устойчивости рам предусмотрена установка между ними трех межрамных стяжек, две из которых необходимо расположить на стойках ~1,1м от почвы бремсберга, а третью - на верхняке по оси выработки. Боковое ограждение верхней части рам выполнено, используя сварные плоские и криволинейные ограждения. Верхнее плоское и нижнее ограждение дополнительно закреплено по месту к стойкам рам с помощью вязальной проволоки.

Перекрепление бремсбергов на участках с обратным сводом в кровле выполнено с укладкой на верхняк двух рам с ж/б затяжкой дополнительного накатника из леса кругляка диаметром 0,1-0,15м в 2-3 ряда. Нижний ряд рудостоек между собой скреплен металлическими скобами.

Шахтное поле рудника 1РУ на всех рабочих горизонтах подготовлено горизонтальными горными выработками главных направлений, пройденных от центра к флангам для обратного порядка отработки.

На I горизонте Главное Юго-восточное направление.

3.4 Выбор системы разработки

Система разработки - порядок ведения подготовительных и очистных работ, увязанный во времени и пространстве. Система разработки должна обеспечивать:

-безопасность работ, т.е. полное устранение производственного травматизма и создание комфортных условий труда;

минимальный объём нарезных и подготовительных выработок, приходящихся на 1000т добычи (для условий Старобинского месторождения оптимальным является 25% соотношение подготовительных работ к суммарной добыче);

-минимальную себестоимость полезного ископаемого при максимально возможной производительности труда и высокой интенсификации горных работ;

-механизированную поточную выемку и транспортирование полезного ископаемого от забоя до поверхности без постоянного присутствия людей в очистном забое;

минимальные потери полезного ископаемого в недрах.

В связи с лёгкой растворимостью солей к системам разработки калийных месторождений предъявляются повышенные требования, обусловленные необходимостью надёжной изоляции горных выработок от проникновения в них подземных и поверхностных вод и рассолов.

На Старобинском месторождении калийных солей применяются следующие системы разработки:

-Камерные;

Столбовые;

Комбинированные.

Главным критерием обеспечения безопасности рудника от затопления является отсутствие нарушения сплошности мощности ВЗТ при её подработке различными системами разработки. Это положение определяет специальную часть проекта - «Выбор параметров системы разработки с учётом безопасной подработки ВЗТ», рассмотренную в пункте 4.

Камерная система разработки

Применение камерных систем разработки обусловлено наличием водоносных горизонтов в покрывающих породах, необходимостью оставления над горными выработками водонепроницаемой толщи пород с целью защиты их от проникновения агрессивных вод или рассолов из надсолевой толщи, охраны поверхностных зданий и сооружений от вредного влияния горных работ. На рудниках Старобинского месторождения калийных солей применяются следующие варианты камерных систем разработки:

-Разработка с оставлением податливых целиков;

Разработка с оставлением жёстких целиков;

Разработка с регулярным оставлением жёстких и податливых целиков.

К параметрам камерной системы разработки относятся:

-Размеры очистных камер (пролёт, высота, длина);

Размеры междукамерных и поддерживающих целиков;

Размеры камер разворота комбайнов;

Длина и ширина панелей, блоков;

Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках.

Параметры камерной системы разработки должны обеспечивать:

-Безопасное состояние горных выработок в течение отведенного им срока службы;

Потери полезного ископаемого в экономически приемлемых размерах;

-Защиту рудника от прорыва подземных вод.

По степени жёсткости различают междукамерные целики жёсткие, относительно жёсткие и деформирующиеся. При жёстких целиках исключаются значительные подвижки земной поверхности.

Камерная система с жёсткими междукамерными целиками применяется при выходе продуктивного пласта непосредственно под наносы и отсутствии водозащитной толщи над пластом. Камерная система с относительно жёсткими междукамерными целиками допускает деформацию целиков до такой степени, при которой обеспечиваются надёжная сохранность сплошности водозащитной толщи и оптимальные условия подработки поверхностных сооружений. При камерной системе разработки с деформирующимися (податливыми) целиками оставляются целики небольших размеров (1,22,0м). Со временем они интенсивно разрушаются и обеспечивают плавное опускание кровли по мере их разрушения.

Вариант с поддержанием кровли податливыми ленточными целиками шириной 1,22,0 м, имеющими скорость вертикального сжатия от 8 до 200 мм/сутки.

Параметры системы с податливыми целиками:

 

- ширина очистного хода

- 4,1 - 4,37 м

- высота очистного хода

- 2,4 - 2,6 м

-ширина межходового целика

- 1,2 - 2,0 м

- длина очистного хода

- до 200 м


Расстояние между фронтами очистных работ смежных блоках панели должно составлять не менее 50м. При этом указанный фронт в блоке, примыкающем к отработанной части панели, должен быть опережающим.

Запрещается в одном блоке вести очистные работы одновременно двумя комбайнами. Использование второго комбайна допускается лишь для проведения камер разворота.

Камеры разворота комбайнов проводятся с опережением до 50м фронта очистных работ. Минимальное количество подготовленных камер разворота, должно быть не менее двух (за исключением стадии доработки последних камер в блоке).

Допустимая ширина податливого целика по условию беспрепятственного отгона комбайна из камеры определяется по формуле:

 м

где: t - время нахождения комбайна в камере, сутки;

H - глубина разработки, м

На основании опыта работы минимальная ширина податливого целика должна приниматься равной 1,2м.

При остановке работ более, чем на одни сутки, комбайн должен отгоняться из очистного хода в камеру разворота.

При остаточной длине очистного хода более 50м доработка запасов может быть произведена из следующего очистного хода путем боковой зарубки, выполняемой под защитой пачкой сильвинита мощностью 0,150,20м.

Вариант с жесткими целиками применяется для отработки полос смягчения, а также участков с осложненными горнотехническими условиями (при отработке внутрипанельных целиков, участков блоков сложной геометрической формы).

Параметры системы с жесткими целиками:

 

- ширина очистного хода

- 4,1 - 4,37 м

- высота очистного хода

- 2,4 - 2,6 м

- длина очистного хода

- до 200 м

- ширина межходового целика

- 1,5 м

- ширина междукамерного целика

- 4,0- 6,0 м


При камерной системе разработки с блоковой схемой подготовки каждая очистная камера состоит из 2-3 комбайновых ходов, разделенных поддерживающими целиками и проходимых из общей камеры разворота, разделываемой на блоковых штреках. Между камерами оставляют жёсткие целики, размеры которых определяются по формуле:

 м

где: N - число очистных ходов в камере;

L - ширина очистного хода, м;

H - глубина разработки, м;

аi - ширина поддерживающего (внутрикамерного) целика, м

аi = 1,2 - 1,5м; для одноходовых очистных камер аi = 0;

/, f - коэффициенты (для пород, относящихся к I и II типу по классификации Белгорхимпром 1/; f = 0,0007; относящихся к III типу 1/; f = 0, 00124);

h - высота целика в проектируемом очистном ходе, м;

h0 - то же в стандартном очистном ходе (комбайн типа ПК-8 h=3,0м);

exp - экспоненциальная функция, значения которой приведены в Инструкции по применению камерной системы.

При доработке целиков, участков неправильной формы по схеме с боковыми зарубками комбайна из стартового штрека размеры межходовых целиков определяются на основании опыта работы с учётом конкретных горнотехнических и геологических условий и составляют 2,5 3,0 м.

Порядок отработки панелей - обратный. Отработка панелей ведется в ступенчатом порядке от границ шахтного поля к выработкам главных направлений. На каждой панели одновременно отрабатываются от двух до четырёх блоков. Опережение фронта очистных работ в смежных блоках должно составлять не менее 50 м.

Столбовая система разработки

В зависимости от конкретных горно-геологических и горнотехнических условий могут применяться различные варианты столбовой системы разработки с валовой и селективной выемкой пласта, с разделением и без разделения его на слои, с общей и раздельной подготовкой лав.

Выемка пласта (слоя) должна осуществляться преимущественно с применением панельного способа подготовки. Допускается применение других способов подготовки в зависимости от конфигурации и раскройки шахтного поля.

Минимальная конструктивная высота механизированной крепи в лавах должна удовлетворять условию:

Hmin  mmin (1 - Lз) - b - t ;

а - максимальная конструктивная высота

Hmax  mmax (1 - Lп),

где: mmin и mmax - минимальная и максимальная вынимаемая мощность пласта (слоя) в пределах выемочного столба, мм;

Lп и Lз - расстояние от груди забоя до оси передней и задней стойки секции (комплекта) крепи, замеряемое по почве лавы или основанию крепи, м (для однорядной крепи Lп = Lз);

- коэффициент опускания кровли, принимаемый по результатам специальных исследований на Старобинском месторождении - 0,015;

b - запас на разгрузку крепи от горного давления, принимаемый для пластов (слоёв) мощностью до 1,5м - 30мм, для пластов (слоёв) мощностью 1,5м и более - 50мм

t - суммарная толщина породной подушки под основанием и на перекрытии секции (комплекта) крепи, мм; для пластов (слоёв) мощностью до 1,5м - 35мм, для пластов (слоёв) мощностью 1,5м и более- 45мм.

Несущая способность механизированной крепи (qс) в лаве должна быть не ниже удельной нагрузки от горного давления: qс  q; qс  qк;

Расчёт несущей способности крепи производится по формуле:


где: Qс - рабочее сопротивление секции (комплекта) крепи, кН (берётся из Инструкции, представляемой заводом-изготовителем крепи;

Bз - ширина призабойного пространства (расстояние от груди забоя до завального конца верхняка крепи), м - берётся после снятия комбайном полосы полезного ископаемого при задвинутых к конвейеру секциях крепи;

S - шаг установки секций (комплектов) крепи в лаве, м.

Значения удельной нагрузки (q) для механизированных крепей должны приниматься:

·   при двухслоевой выемке пласта с общей подготовкой слоевых лав - 300 кН/м2;

- при двухслоевой выемке пласта с раздельной подготовкой слоевых лав - 250 кН/м2 (верхний слой) и 400 кН/м2 (нижний слой);

- при однослоевой выемке или выемке пласта без разделения на слои - 250 кН/м2 при мощности пласта (слоя) до 1,5м; 300 кН/м2 при мощности пласта (слоя) 1,5-3,0м и 400 кН/м2 при мощности пласта более 3,0м.

При ширине призабойного пространства Bз4,2м указанные значения удельной нагрузки должны быть скорректированы в соответствии с зависимостью:

где: К - размерный коэффициент, м4/кН - принимаемый по результатам специальных исследований на Старобинском месторождении, К = 0,0225.

Комбинированная система разработки.

Комбинированная система разработки представляет собой сочетание двух систем разработки при отработке пласта I калийного горизонта: системы разработки длинными столбами с управлением кровлей полным обрушением для выемки V сильвинитового слоя и камерной системы для отработки слоёв III- IV. При этом межслоевая каменная соль используется в качестве защитной потолочины в период отработки III- IV сильвинитовых слоёв. Опережение выемки верхнего слоя относительно фронта очистных работ по нижним слоям должно быть не менее 150м и, как правило, составляет несколько лет (3-4 года).

Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках при камерной системе должно составлять не менее 50м.

Камеры разворота комбайнов проводятся в одну стадию с очистными работами или же с опережением на расстояние до 50м.

В случае отставания во времени очистных работ в нижних слоях более 3-х лет:

·   в блоковых штреках необходимо: в межслоевой пачке (потолочине) оставлять слой сильвинита мощностью 0,2-0,4м; в кровле блоковых конвейерного и вентиляционного штреков проводить вертикальную компенсационную щель глубиной 0,8-0,9м; щель прорезать после возведения анкерной крепи и не позднее, чем через 1,5мес. с момента проведения выработки;

·   для устранения пучения пород в блоковом конвейерном штреке необходимо проводить щель в почве по центру выработки на глубину 0,9-1,2м.

3.5 Проведение горных выработок

Горные выработки проходятся машинным (комбайновым) способом. От способа проходки выработки зависит и форма её поперечного сечения. При проходке комбайнами типа ПК-8 форма сечения приближается к округленной, а при проходке комбайнами типа Урал-10А она приближается к трапециевидной. При проходке буровзрывным способом сечение имеет прямоугольную форму. Размеры выработок зависят от их назначения и основных размеров применяемого в них оборудования.

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, которая необходима для расположения комбайна и бункера-перегружателя. После зарубки осуществляется проходка выработки на запланированную длину. Затем осуществляется перемещение комбайна и бункера-перегружателя по пройденной выработке в забой новой выработки.

Наибольшее применение получили проходческие комплексы, включающие комбайн, бункер-перегружатель и самоходный вагон. Самоходный вагон может разгружать руду на скребковый или ленточный конвейер. При расстоянии от забоя до пункта разгрузки не более 350м руда доставляется одним самоходным вагоном. При большем расстоянии до пункта разгрузки самоходного вагона в работу вводится второй самоходный вагон. Один самоходный вагон доставляет руду от комбайна до места перегрузки во второй самоходный вагон, который транспортирует её до места разгрузки на конвейер. Разгрузка из вагона в вагон осуществляется последовательно. При этом разгрузочный конец вагона поднимается гидродомкратами, затем включается донный конвейер, который перегружает руду в пустой вагон. Донный конвейер последнего периодически включается.

Проходка нескольких параллельных штреков осуществляется поочерёдно одним комплексом. Длина одиночной выработки, проходимой глухим забоем, ограничена из-за сложности её проветривания, а также длиной питающего кабеля самоходного вагона (максимальная длина питающего кабеля от штрекового пускателя до вагона по условию максимальной токовой защиты не должна превышать 370м). Поэтому после проходки выработки на определённую длину комбайн отгоняется и проходится вторая параллельная выработка, которая соединяется с первой сбойками. Для проветривания проходческих забоев используются осевые вентиляторы местного проветривания.

Работы по проходке выработок организованы в 4 6-часовые смены в сутки. Непосредственно проходка выработок осуществляется в три смены, четвертая смена - ремонтно-подготовительная.

Крепление и ремонт горных выработок. В соляных рудниках для крепления капитальных горных выработок, проходимых по неустойчивым и склонным к обрушению породам, применяют арочную (металлическую) и деревянную (рамную) крепь. Такая крепь надежно предохраняет от обрушения пород.

Для поддержания в устойчивом состоянии кровли и боков горных выработок различного назначения, а также для крепления целиков в случае их преждевременного разрушения, наиболее эффективным видом крепи (для горно-технических условий Старобинского месторождения) является анкерная крепь, представляющая собой металлические анкеры, которые устанавливаются в кровле выработок и скрепляют обрушающиеся пачки породы с лежащими выше монолитными породами основной кровли.

На рудниках ПО «Беларуськалий» в качестве постоянной крепи применяются винтовые анкеры и клинораспорные анкеры типа ЭС-85П (Эстонсланец).

Металлические анкеры устанавливаются на расстоянии 1-1,5м друг от друга.

При установке клинораспорного анкера на его хвостовик надевается опорная плитка и навинчивается гайка (на 2-3 оборота). К другому концу анкера прикладываются щеки разрезной муфты. После этого анкер помещается в шпур и завинчивается гайка. Затяжка опорного болта доводится до усилия 3,5-4 т.

Винтовой анкер представляет собой металлический стержень с резьбой специального профиля по всей его длине. Один конец винта расплющен для удержания опорной плитки и закрепления в специальном редукторе, установленном на шпинделе бурового инструмента. Анкер завинчивается в пробуренный шпур на всю длину. Внешний диаметр анкера на 1- 2,5мм больше диаметра скважины. К достоинствам винтовых анкеров относятся простота конструкции, надежность крепления, простота завинчивания анкера с помощью специального редуктора. К расчётным параметрам крепи относятся длина анкеров (минимальная мощность скрепляемых пород), а также плотность их установки (шаг по ширине и длине выработки).

При выборе длины анкера полученную при расчёте минимальную мощность скрепляемых пород кровли округляют в большую сторону до ближайшего типоразмера крепи, имея при этом в виду, что концы анкеров (что особенно важно для крепи замковой конструкции) должны располагаться в слоях каменной соли либо сильвинита.

Расчётное количество рядов анкерной крепи округляется до ближайшего значения, кратного 0,5. Например, если расчётное количество рядов штанг по ширине выработки равно 2,3, то принимается 2,5 ряда. Такое количество рядов в схеме крепления может быть реализовано следующим образом: в одном сечении устанавливается два анкера, в другом через 0,5а один и т.д. Возможна другая схема, когда в одном сечении устанавливают два анкера, в следующем на расстоянии а - три анкера и т.д.

Расстояние между рядами анкеров и между крайним рядом и стенкой должно быть не более принятого шага установки. На сопряжениях и в выработках камерного типа анкерную крепь устанавливают по квадратной сетке.

При расчётном шаге 3,0м и более, анкерная крепь в выработке не возводится.

Крепление сопряжений выработок, пересекающихся на различном уровне, производится анкерами «Эстонсланец» согласно расчёту для плоской кровли с применением в расчёте расстояния между анкерами понижающего коэффициента 0,7.

При смешанном креплении выработок анкерами «Эстонсланец» и винтовыми анкерами рекомендуется в крайних рядах (у боков выработки) устанавливать винтовые анкеры, в центральных - анкеры «Эстонсланец». Допускается регулярное чередование поперечных крепёжных сечений с различным типом анкеров.

Сетка установки анкеров для крепления отслоений в стенках эксплуатируемых выработок и целиков определяется по месту с учётом характера трещинообразования.

При необходимости повышения устойчивости нарушенных участков кровли длина анкеров, применяемых в качестве дополнительного крепления, определяется из условия подвешивания отслоившихся пород к устойчивым слоям кровли с заделкой в последние на глубину не менее 0,3м.

Временно допустимая площадь обнажения кровли без крепи при разделке различных камер и сопряжений не более 60м2. Максимально допустимый разрыв во времени между проходкой и креплением не более 3-х суток с момента обнажения пород. При очистных работах с использованием комбайна Урал-10А отставание крепи от забоя составляет не более 12м; при подготовительных - не более 100м.

.6 Выбор очистного оборудования

Параметры отработки проектируемого участка:

№ п./п.

Наименование параметра

Значение

1

Ширина панели

243,5

2

Длина столба лавы

1570м

3

Длина лавы

200

4

Вынимаемая мощность: по галиту по сильвиниту

2,06м



0,75м



1,31


Ширина выработок


5

Монтажный штрек

6

Вспомогательный , монтажный, вентиляционный, закладочные штреки, диагональные штреки

7

Вспомогательный транспортный штрек, конвейерный штрек, транспортный штрек лавы

4,1м


Очистная выемка осуществляется селективным штрековым комбайном Электра-700СЕЛ, перемещающимся по ставу забойного конвейера Е-74. Выемку полосы комбайн выполняет в два хода. От вспомогательного транспортного штрека лавы по направлению к транспортному штреку лавы левым режущим диаметром Ø = 1,4м вынимаются глинисто-галитовые прослои 3-4 и 4-5. Одновременно с выемкой галита производится закладка отбитой глинисто-галитовой смеси в выработанное пространство с помощью, 4-х метателей, расположенных на бортовых штреках лавы и на закладочных выработках. Средний штрек диаметром Ø = 0,65м и правый штрек Ø = 1,4м в выемке глинисто-галитовых прослоев не участвуют. Средняя суммарная вынимаемая мощность двух галитовых прослоев составляет mr = 0,75м. В направлении от бортового транспортного штрека лавы к вспомогательному транспортному штреку производится выемка сильвинитовых слоев 3-4-5 тремя режущими одновременно. При этом средний штрек Ø = 0,65м вынимает 4-й сильвинитовый слой в выдвинутом положении на 0,8м. Средняя вынимаемая мощность трех сильвинитовых слоев составляет mc = 1,31м.

Содержание полезного ископаемого в выдаваемой руде во время очистной выемки, с учетом валовой выемки при зарубке на вспомогательном транспортном штреке, составит: KCL - 37,36%: НО - 6,1%

Очистной цикл состоит из следующих операций:

Зарубка комбайна на вспомогательном транспортном штреке путем разделки правым выдвижным шнеком ниши на длину комбайна - 11,5м;

Отгон комбайна с зачисткой почвы, задвижка комбайна, шнеки которого входят в образованную нишу, с одновременной передвижкой крепи за комбайном и крепи сопряжения с эстакадой по привод забойного конвейера;

Выемка левым шнеком глинисто-галитовых прослоев 3-4 и 4-5 по направлению к транспортному штреку лавы - 188м;

Концевые операции на транспортном штреке лавы;

Выемка сильвинитовых слоев 3-4-5 по направлению к вспомогательному штреку лавы с одновременной задвижкой забойного конвейера и забойной крепи;

Концевые операции на вспомогательном транспортном штреке лавы;

Работы в лаве ведутся в три смены. Четвертая отводится на ремонтно-подготовительные работы. Для выполнения операций цикла в смену лаву с одним трехшнековым комбайном и четырьмя закладочными установками обслуживает звено из 3-4 человек (1 МГВМ и 2-3 ГРОЗа). Машинист горных выемочных машин управляет комбайном, передвигает крепь во время выемки сильвинита и управляет работой забойного конвейера во время выемки глинисто-галитовых прослоев, осматривает комбайн после завершения цикла. ГРОЗ занят работами по передвижке конвейера в лаве, работе на установке механической закладки, выполнением концевых операций, зачисткой бортовых и закладочных штреков от штыба, помогает машинисту в обслуживании комбайна.

В ремонтную смену выполняются работы по профилактике комбайна, насосных станций, электрооборудования, а также по обслуживанию конвейеров.

.7 Расчет несущей способности крепи

Таблица 3

Техническая характеристика забойной крепи

Техническая характеристика крепи БС-2.1.II (2.1.IIМ)

Величина

Ед. изм.

Рабочий диапазон крепи

1,4-2,6

м

Максимальная высота крепи

2670

мм

Минимальная высота крепи

1300

мм

Поддерживающая способность крепи (при h =2,3м)

289

кН/м2

Шаг установки крепи

2,0(1,5)

м

Масса секции

6,6(5,6)

т

Давление питания

32

МНа

Количество стоек в секции

4

шт.

Предварительное сопротивление стойки

461

кН

Рабочее сопротивление стойки

554

кН

Диаметр поршня гидростойки

165

мм

Настройка предохранительного клапана гидростойки

38

МПа

Усилие передвижки крепи

304

кН

Усилие передвижки конвейера

143

кН

Шаг передвижки секции

800

мм

Ширина верхняка

1370

мм

Длина верхняка

2700

мм


Конструктивные параметры крепи по условию вынимаемой мощности должны удовлетворять следующему условию:

Hmin ≤ mmin х (1 - (a х Lз)) - b - t ,мmax ≥mmax (1 - (a х Lп)) ,м

где: mmin и mmax - минимальная и максимальная вынимаемая мощность пласта соответственно 1,9 м и 2,1 м;

Lз и Lп - расстояние от груди забоя до оси задней и передней стойки секции крепи, м;

а - коэффициент опускания кровли, 1/м, равный 0,015;

b - запас на разгрузку крепи от горного давления. Для пластов с мощностью 1,5м и более b = 50мм;

t - суммарная толща породной продукции под основанием и на перекрытии секций, при m ≥ 1,5м t = 45мм.

Проверка конструктивных параметров крепи типа БС-2.1 выполняется для положения, когда комбайном выполняется опережающий вруб. В этом случае ширина призабойного пространства увеличена на 0,8м по отношению к обычному положению крепи

Lп = 800 + 800 + 540 + 732 + 590 + 1100 = 4562мм = 4,56м;

Lз = 4,56 + 0,85 = 5,41м;

Hmin ≤ 1,9 х (1 - (0,015 х 4,56)) - 0,05 - 0,045 = 1,765м

Hmax ≥ 2,1 х (1 - (0,015 х 5,41)) = 1,93м

Условие удовлетворяется: 1,765 < 1,9 и 2,6 > 1,93.

Несущая способность механизированной крепи в лаве должна быть не ниже удельной нагрузки от горного давления и определяется по формуле:

, кН/м2;

где: Qс - рабочее сопротивление секции, кН;

Вз - ширина призабойного пространства, м;

S - шаг установки секции в лаве, м;

При ширине призабойного пространства Вз >4,2м значение удельной нагрузки должно быть скорректировано в соответствии с зависимостью:

qк = q + , кН/м2

где: q - удельная нагрузка от горного давления.

При мощности пласта 1,5-3,0м, значение q = 300 кН/м2;

k - размерный коэффициент, равный 0,0225 м4/кН

Расчетные значения несущей способности крепи должны удовлетворять условию: q ≥ q; qс ≥ qk , кН/м2

Рассчитаем несущую способность крепи БС-2.1П при диаметре поршневых полостей применяемых гидростоек d = 170 мм = 17 см.

Qc = 1,02 х Pnk х Sn х g х n ;

где: Pnk - давление настройки предохранительного клапана гидростойки, бар.

S = (πd2) : 4 - площадь поперечного сечения, м/с2;

g - 9,81 ускорение свободного падения, м/с2;

n - количество гидростоек в секции, шт.

Qc = 1,02 х 380 х ((π х 172) ÷ 4) х 9,81 х 4 = 3452 , кН

Шаг установки секции крепи, в соответствии с протоколом технического совещания по вопросу размещения забойной крепи в лаве на проектируемого участка 1-го калийного горизонта 1РУ от 03.04.2003г:

у бортовых штреков и центре лавы - 1,5м (87 секций)

между бортовыми и закладочными штреками лавы - 2м (30 секций)

Ширина призабойного пространства Вз = 4,56м.

qс =  кН/м2 ; qс =  кН/м2;

так как у нас Вз > 4,2м определяем qk:

qk = , кН/м2;

После того как очистной забой подойдет к существующему, ранее пройденному, вентиляционному штреку и собьется с ним, предусмотрена замена одной секции забойной крепи БС-2.1П на приштрековую крепь «Фазос» 22/34, имеющуюся на руднике 1 РУ.

.8 Расчет производительности комбайна Электра-700СЕЛ

Исходные данные для расчета:

1.  Мощность вынимаемого слоя: по сильвиниту - 1,31м по галиту - 0,75м

2.      Длительная скорость подачи по сильвиниту - 2,5 м/мин

.        Длительная скорость подачи по галиту - 4 м/мин

.        Мощность двигателя резания - 2 х 230 кВт

.        Ширина захвата вынимаемой полосы - 0,8 м

.        Величина выдвижения правого и среднего режущих органов относительно стандартного положения - 0,8 м

.        Передвижение комбайна с помощью встроенной безцепной системы подачи Айкотрак

.        Конвейер забойный - 600 т/час

.        Вес комбайна - 58 тонн

Расчет

1. Время по добыче в сутки с выполнением вспомогательных операций и предусмотренным коэффициентом на отдых составляет 16,25 часа, или

х 3 х 60 = 1080 мин

- ((25 х 3) + (10 х 3)) / 60 = 16,25 час

мин - время на подготовительно - заключительную работу в смену;

мин - время на личные надобности в смену МГВМ

. Оперативное время при выполнении одного цикла составит 220, 4 мин в том числе:

а) концевые операции на конвейерном штреке лавы:

мин - выдвижение и установка правого режущего d = 1,4 м на выемку ниши по слоям 5 ÷ 4; 5 ÷ 4 ÷ 3; 4, зарубка;

,5 : 2,5 = 4,6 мин - выемка ниши правым выдвижным шнеком d = 1,4 м;

мин - задвижка правого режущего в нормальное положение, переворот щитка;

,5 : 7 = 1,6 мин - отгон комбайна к КШЛ с зачисткой призабойного пространства;

мин - задвижка конвейера с комбайном в нишу, передвижка эстакады с приводом забойного конвейера, передвижка крепи сопряжения;

мин - переворот щитков и установка левого режущего на выемку галита;

итого на КШЛ - 26,2 минуты

в) выемка галита:

(200 - 11,5) : 4 = 47,1 мин

,5 - длина зарубки при устройстве ниши

мин - остановка конвейера и комбайна при переключении метателей, реверсирование забойного конвейера;

итого при выемке галита - 57,1 минуты

в) зарубка на выемку сильвинита:

мин - переворот щитков, установка левого режущего на выемку 5-го слоя;

: 2,5 = 4 мин - выемка 5-го слоя левым шнеком;

мин - разворот щитка на левом шнеке и зарубка на выемку 3-го слоя;

: 2,5 = 4 мин - выемка 3-го слоя левым шнеком в направлении к ТШЛ;

,1 - разворот щитка левого режущего;

мин - установка трех режущих шнеков на выемку сильвинита;

итого на ТШЛ - 24,1 минуты

г) выемка сильвинита:

: 2,5 = 80 мин

мин - остановка комбайна, опускание и зарубка правым режущим в 3-й слой за 11,5 м до КШЛ;

итого при выемке сильвинита - 83 мин

д) осмотр комбайна, замена зубков, проверка и заливка при необходимости смазки - 20 мин

е) прочие работы (разбивка негабаритов, зачистка штыба, мелкий ремонт и др.) - 10 мин

. Время на цикл с учетом коэффициента 10% от оперативного времени и предусмотренного на отдых, составляет:

,4 х 1,1 = 242,4 мин или 4,04 часа

. Количество циклов в сутки: 16,25 : 4,04 = 4,0

. Выход руды с цикла в среднем при мощности вынимаемого пласта:

,06 м - средняя вынимаемая мощность с учетом прихвата до 5 см в кровле и почве лавы

,31 м - вынимаемая мощность по сильвиниту;

,75 м - вынимаемая мощность по галиту;

(200 - 6) х 2,06 х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 626,7 т

. Добыча руды в сутки:

,7 х 4 = 2506,8

сильвинита при m = 1,31 м

(200 - 6 - 11,5) х 1,31 х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 374,9 т

валовая выемка:

((8 х 2,06) + ( 3,5 х 1,41)) х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 33,4 т

всего: 374,9 + 33,4 = 408,3 т

Суточная производительность по руде составит:

,3 х 4,0 = 1633,2 т

Месячная производительность при работе 25 дней в месяц:

,2 х 25 = 40830 т/мес

Годовая производительность (по очистным работам) при режиме работы горизонта, согласно плану горных работ 1 РУ на 2004 г, - 283 дня в году:

,2 х 283 = 462195 т/год

Годовая производительность лавы по подготовительным работам определяется по формуле

*0.1 = 46219,5 т/год

Подвигание очистного забоя составит:

х 0,8 = 3,2 м/сутки

,2 х 25 = 80 м/месяц

х 11 = 880 м/год

3.9 Технико-экономические показатели лавы

№ п/п

Наименование показателей

Единицы измерения

Показатели

1

Вынимаемая мощность (средняя)

м

2,06

2

Угол падения пласта

Град.

1,7

3

Сопротивление пласта резанию

Кгс/см

1,98

4

Объемный вес

т/м3

1,98

5

Прочность почвы


прочная

6

Устойчивость кровли


средней устойчивости

7

Способ управления кровлей


комбинированный: полное обрушение + бутовые полосы

8

Длина лавы

м

200

9

Ширина захвата

м

0,8

10

Схема работы комбайна


челноковая

11

Скорость подвигания очистного забоя

м/сут

3,2

12

Выход горной массы с одного цикла

т

626,7

13

Количество циклов в сутки


4

14

Содержание полезного компонента в руде

%

37,36

15

Содержание НО в руде

%

6,1

16

Суточная производительность комплекса:

т/сут

по сильвиниту - 1633,2




по галиту - 873,6

17

Производительность рабочих

т/сут

179,1

3.10 Проветривание I калийного горизонта

Проветривание выработок осуществляется за счет общешахтной депрессии. Свежая струя поступает по стволу №2, выработкам главных северных транспортных штреков Второго горизонта, далее по бремсбергам на главные выработки Первого горизонта и затем по главным конвейерному, транспортному №1 и №2 штрекам к проектируемому участку. Исходящая струя в обратном порядке от панели по вентиляционным штрекам поступает к стволу №3. Тупиковые забои проветриваются вентиляторами местного проветривания, которые устанавливаются в соответствии с проектом производства работ, составленными и утвержденными в установленном порядке.

3.10.1 Расчет количества воздуха для проветривания проектируемого участка на период ведения подготовительных работ

1.1 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания подготовительных выработок.

.1.1 Количество воздуха необходимое для проветривания подготовительной тупиковой выработки по факторам «взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» (окислы азота, оксид углерода, сероводород):

, м3/мин

где: Кп -коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в выработку, Кп = 1,43

Ку- коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе, для гибкого трубопровода из прорезиненной ткани типа М диаметром d = 600 мм длиной ≈ 400 м Ку = 1,25

g - газоносность пласта по соответствующему газу, м33, по метану

g = 0,1 м33

Кн - коэффициент неравномерности газоносности по соответствующему газу, по метану Кн = 1,35

Кд - коэффициент дегазации отбитой горной массы, Кд = 0,9

J - производительность комбайна, м/мин, для ПК-8МА J = 2,3 т / мин

j - объемный вес руды, т / м3, j = 2,09 т/м3

C - допустимая концентрация соответствующего газа в исходной струе из подготовительной выработки, %, для метана С = 0,5 %

 м3/мин

.1.2 Необходимое количество воздуха по фактору «температура воздуха»

, м3/мин,

где: Кп = 1,43;

Кз - коэффициент, учитывающий тип забоя, Кз = 50

Ку = 1,25

Кк - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса, Кк = 0,5

N - суммарная мощность электродвигателей оборудования, кВт, для ПК-8МА N = 360 кВт

η - средневзвешенный КПД оборудования, η = 0,92

Кт - коэффициент, учитывающий вынос тепла, Кт = 1,0

Т - температура поступающего в выработку воздуха, ˚С, Т = 17 ˚С

, м3/мин

.1.3 Необходимое количество воздуха по фактору «минимальная допустимая скорость»:

, м3/мин

где: Кп = 1,43;

Sк - площадь сечения одного комбайнового хода, м2, для ПК-8МА Sк = 8,1

, м3/мин

.1.4 Необходимое количество воздуха по фактору «наибольшее количество людей в смене»

, м3/мин

где: gч - норма воздуха на одного человека, gч = 6 м3/мин

Nл - максимальное количество людей в смене, Nл = 3

, м3/мин

Так как работают одновременно два комбайна, то , м3/мин.

Количество воздуха для проветривания тупиковой выработки принимаем по фактору «температура воздуха». Т. к. подготовку ведут два комбайна ПК-8МА, то количество воздуха для проветривания подготовительных выработок

Qвыр = 143 х 2 = 268 м3/мин

.2 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания проектируемого участка

Qпан = Qвыр + Qут , м3/мин,

где: Qут - величина утечек воздуха через вентиляционные сооружения в пределах панели, м3/мин

Qут = jшл х Qут шл + jг х Qут г + jдв х Qут дв , м3/мин,

где: jшл, jг, jдв, - количество вентиляционных сооружений на панели, соответственно, шлюзов, глухих перемычек и солебетонных перемычек с дверями, jшл = 0, jг = 7, jдв = 7;

Qут дв - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м3/мин

Qут дв = 9,2 м3/мин

Qут дв - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м3/мин

Qут дв = 4,8 м3/мин

Qут = (7 х 9,2) + (7 х 4,8) = 98 м3/мин,

Qпан = 289 + 98 = 384 м3/мин

.3 Проверка по выхлопным газам от ДВС

Количество воздуха, проходимое по транспортным выработкам, в которых предусмотрено периодическое использование машин с ДВС, должно быть достаточным для разжижения выхлопных газов ДВС, т.е. быть не меньше, чем определенное по формуле:

QДВС = q х N , м3/мин

где: q - расход воздуха, приходящийся на 1 л. с. номинальной мощности двигателя, м3/мин, q = 5 м3/мин для дизельных двигателей

N - суммарная номинальная мощность одновременно работающих в выработке машин с ДВС, N = 75 л. с. для трактора МТЗ.

QДВС = 5 х 75 = 375 м3/мин (>286 м3/мин),

план = QДВС + Qут = 375 + 98 = 473 м3/мин.

Количество воздуха для проветривания проектируемого участка принимаем по максимальному фактору Qпан = 473 м3/мин.

Таблица расчетных данных потребности воздуха на период ведения подготовительных работ

Наименование работ, фактора

Количество воздуха по факторам, м3/мин

Q1

Q2

Q3

Q4

Qдвс

Подготовительные работы

47,8

268

104,3

36

375

Итого с учетом утечек

145

384

202,3

134

473


.4 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горизонта

Qгор = Qпан + Qут г , м3/мин,

где: Qпан - количество воздуха, для проветривания панели, м3/мин, Qпан = 473 м3/мин;

Qут г - количество утечек воздуха через вентиляционные сооружения за пределами панели,

Qут г = jшл х Qут шл + jут г х Qут г + jдв х Qут дв, м3/мин

где: jшл, jг, jдв - количество вентиляционных сооружений за пределами панели, соответственно, шлюзов, глухих солебетонных перемычек и солебетонных перемычек с дверями,

jшл = 1, jг = 7, jдв = 14;

Qут шл - норма утечек воздуха через шлюз, м3/мин,

Qут шл = 0,76 х 35,7 = 27,1 , м3/мин

Qут г - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м3/мин

Qут г = 20,9 м3/мин

Qут дв - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку, м3/мин

Qут дв =35,7 м3/мин

Qут г = 1 х 27,1 + 7 х 20,9 + 14 х 35,7 = 673,2 м3/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания горизонта на период ведения подготовительных работ:

Qгор = 473 + 673,2 = 1146,2 , м3/мин

3.10.2 Расчет количества воздуха для проветривания проектируемого участка на период ведения очистных работ

2.1 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания лавы.

.1.1 Количество воздуха, необходимого для проветривания лавы по факторам «взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» ( окислы азота, оксид углерода, сероводород), определяется по формуле:

, м3/мин

где: Кп - коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в лаву,

Кп = 1,0

Ку - коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе,

Ку = 1,0

g - газоносность по соответствующему газу, для метана g = 0,1 м33

Кн - коэффициент неравномерности газоносности по соответствующему газу, для метана Кн = 1,35

Кд - коэффициент дегазации отбитой горной массы, Кд = 0,9

J - производительность комбайна, т/мин, J = 2,3 т/мин

j - плотность руды в целике, т/м3, j = 2,09 т/м3

С - допустимая концентрация соответствующего газа в исходящей струе лавы, % , для метана С = 0,5 %

 м3/мин

.1.2 Необходимое количество воздуха по фактору «температура воздуха»

, м3/мин,

где: Кп - коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в лаву,

Кп = 1,0

Кз - коэффициент, учитывающий тип забоя, Кз = 35

Ку = 1,0

Кк - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса, Кк = 0,7

N - суммарная мощность электродвигателей оборудования, кВт, для Электра-700СЕЛ N = 750;

η - средневзвешенный КПД оборудования, η = 0,88

Кт - коэффициент, учитывающий вынос тепла, Кт = 0,9

Т - температура поступающего в лаву воздуха, ˚С, Т = 17 ˚С

 м3/мин

.1.3 Необходимое количество воздуха по фактору «пыль»

Q3 = 60 х Vл(Sл - Sм), м3/мин,

где: Vл - эффективная скорость по выносу пыли, Vл = 0,5 м/с

Sл -площадь сечения призабойных частей лавы до передвижки крепи, м2

Sл = 11,1 м2

Sм - миделево сечение крепи и скребкового конвейера, м2,

Sм = 1,9 м2

Q3 = 60 х 0,5(11,1 - 1,9) = 276 м3/мин

.1.4 Необходимое количество воздуха по фактору «наибольшее количество людей в смене»

Q4 = gч х Nл, м3/мин

где: gч - норма воздуха на одного человека, gч = 6 м3/мин

Nл -максимальное количество людей в смене, Nл = 4

Q4 = 6 х 4 = 24 м3/мин

Количество воздуха принимаем по фактору «пыль». То есть на начальном этапе, для проветривания лавы, по конвейерному и вспомогательному транспортному штрекам необходимо подавать 276 м3/мин (I). Когда лава начнет работу по схеме с центрально расположенным вентиляционным штреком по бортовым выработкам необходимо подавать Q4 = 276 х 2 =552 м3/мин (II).

.2 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания проектируемого участка

Qпан = Qл + Qут, м3/мин,

где: Qут - величина утечек воздуха через вентиляционные сооружения в пределах панели, м3/мин

Qут =jшл х Qут шл + jдв х Qут дв, м3/мин

где: jшл, jг, jдв - количество вентиляционных сооружений на панели, соответственно, шлюзов, глухих солебетонных перемычек с дверями, jшл = 0, jг = 7, jдв = 7;

Qут дв - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м3/мин

Qут дв = 9,2 м3/мин

Qут гл - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м3/мин

Qут дв = 4,8 м3/мин

Qут = (7 х 9,2) + (7 х 4,8) = 98 м3/мин

Qпан = 276 + 98 = 374 м3/мин (I)

Qпан =552 + 98 = 650 м3/мин (II)

.3 Проверка по выхлопным газам по ДВС

Количество воздуха, проходящее по транспортным выработкам, в которых предусмотрено периодическое использование машин с ДВС, должно быть достаточным для разжижения выхлопных газов ДВС, т. е. быть не меньше, чем определенное по формуле:

Qдвс = q х N, м3/мин

где: q - расход воздуха, приходящийся, на 1 л. с. номинальной мощности двигателя, м3/мин, q = 5 м3/мин для дизельных двигателей

N - суммарная номинальная мощность одновременно работающих в выработке машин с ДВС, л. с., N = 75 л. с. для трактора МТЗ.

Qдвс = 5 х 75 = 375 м3/мин (>276 м3/мин, <552 м3/мин)

Qпан = Qдвс + Qут

Qпан = 375 + 98 = 473 м3/мин (I)

Количество воздуха для проветривания панели принимаем:

До сбойки с вент штреком - Qпанг = 473 м3/мин, (по фактору ДВС) (I)

После сбойки с вентштреком - Qпан = 650 м3/мин, (по фактору «пыль») (II)

Таблица расчетных данных потребности воздуха на период ведения очистных работ

Наименование работ, фактора

Количество воздуха по факторам, м3/мин


Q1

Q2

Q3

Q4

Qдвс

Очистная выемка до сбойки с вент. штреком

26,7

220,5

276

24

375

Итого с учетом утечек

124,7

318,5

374

122

473

Очистная выемка после сбойки с вент. штреком

26,7

220,5

552

24

375

Итого с учетом утечек

124,7

318,5

650

122

473

3.10.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горизонта

Qгор = Qпан + Qут г , м3/мин

где: Qпан - количество воздуха, необходимое для проветривания панели, м3 /мин

Qпан = 513 м3/мин (I); Qпан = 690 м3/мин (II); Qпан = 557 м3/мин (III)

Qут г - количество утечек воздуха через вентиляционные сооружения за пределами панели,

Qут г = jшл х Qут шл + jг х Qут г + jдв х Qут дв , м3/мин

где: jшл, jг, jдв - количество вентиляционных сооружений за пределами панели, соответственно шлюзов, глухих солебетонных перемычек с дверями,

jшл = 1, jг = 7, jдв = 6;

Qут шл - норма утечек воздуха через шлюз, м3/мин,

Qут шл = 0,76 х 35,7 = 27,1 м3/мин,

Qут г - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку, м3/мин,

Qут г = 20,9 м3/мин,

Qут дв - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м3/мин

Qут дв = 35,7 м3/мин

Qут г = 1 х 27,1 + 7 х 20,9 + 14 х 35,7 = 673,2 , м3/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания горизонта на период ведения очистных работ:

Qгор = 473 + 673,2 = 1146,2 м3/мин (I)

Для обеспечения проектируемого участка необходимым количеством воздуха по максимальному фактору (запыленность очистного забоя), - 1323,2 м3/мин

Согласно плану производства работ 1РУ на 2003г., для проветривания рудника необходимо подавать в шахту следующее количество воздуха:

на гор. -264м - 4697 м3/мин,

на гор. -305м - 3297 м3/мин,

на гор. -430м - 15645 м3/мин,

Техническая производительность вентилятора главного проветривания ВРЦД-4.5 составляет -500 м3/сек (30000 м3/мин) при депрессии 580 мм водяного столба. Следовательно, с учетом внешних утечек через поверхностный комплекс (согласно нормативам это 3644 м3/мин) для проветривания рудника необходимо подавать в шахту 28607 м3/мин, что обеспечивается существующим вентилятором ВРЦД-4.5.

.11 Подземный транспорт

3.11.1 Конвейерный транспорт

Руда отбитая проходческим комбайном ПК-8МА, накапливается в бункере-перегружателе БП-14, от него транспортируется самоходным вагоном 5ВС15М (при необходимости двумя) к перегружателю передвижному скребковому ППС «Универсал », с которого перегружается на панельный ленточный конвейер КЛ-600 и затем на конвейер главного направления I-го горизонта. Далее системе конвейеров главного направления I-го горизонта, бремсберговому конвейеру, системе конвейеров 2-го горизонта, руда поступает к стволу №4.

Порода от поддира и зачистки выработок, пройденных ранее, складируется в выработки складирования, а также в выработки, утратившие свое предназначение в силу изменившегося порядка отработки.

Руда, отбитая комбайном Электра-700СЕЛ во время очистной выемки, транспортируется вдоль забоя забойным конвейером Е-74 (DBT), затем перегружается на питатель №1 СПШ-1-228 «Универсал», затем на спаренные штрековые конвейеры Вальбот, затем на поперечный скребковый конвейер СПШ-1-228 «Универсал» и на ленточный конвейер КЛ-600, расположенный в конвейерном штреке проектируемого участка. Затем руда по системе конвейеров КЛ-600, расположенных в конвейерном штреке, транспортируется к конвейеру главного направления I-го горизонта и далее, как при горноподготовительных работах к стволу №4. По мере подвигание лавы, после полной надвижки одного штрекового конвейера Вальбот на другой, на соответствующего длину (80м) ленточный конвейер укорачивается, поперечный конвейер перетягивается в следующую сбойку, а второй штрековый конвейер снова вытягивается на 80 метров.

Реверсируемый питатель СПШ-1-228 предназначен для сакладирования глинисто-галитовых отходов в выработанное пространство, и является промежуточным, но необходимым звеном при перегрузке руды с забойного конвейера на штрековый конвейер.

Складирование глинисто-галитовых отходов осуществляется следующим образом: отбитая порода по реверсированному забойному конвейеру Е-74 через отверстия в рештаках транспортируется к питателям №2 и №3 расположенных в закладочных штреках и с помощью установки механической закладки (УМЗ) забрасывается в выработанное пространство, Крупные куски, а также мелкая фракция, не попавшая на питатели №2 и №3, транспортируется по забойному конвейеру на бортовой транспортный штрек и с помощью питателя №4 и УМЗ складируется в выработанном пространстве. После пересечения комбайном Электра-700СЕЛ закладочного штрека №2, забойный конвейер реверсируется, и складирование отходов осуществляется с помощью питателей №3, №2 и №1 и соответствующих УМЗ в выработанное пространство.

Расчет максимальных грузопотоков

Расчет максимальных грузопотоков производится для определения критической длины ленточного конвейера, расположенного в конвейерном штреке проектируемого участка.

Исходные данные для расчета:

Длительная скорость подачи комбайна при выемке сильвинита - 2,5 м/мин.;

Вынимаема мощность сильвинита - 1,31м;

Ширина захвата полосы - 0,8м;

Производительность забойного конвейера - Е-74 - 600 т/час;

Скорость движения цепи - 1,12м/с;

Мощность привода КЛ-600 - 2 х 75 кВт;

Конвейерная лента:

ширина - 1000 мм;

скорость передвижения - 2,6 м/с;

Угол наклона конвейера КЛ-600 - 1,7˚ (вверх);

Время работы конвейера в сутки - 17,5 часов;

Объемный вес руды - 1,98т/м3;

Определяем минутный грузопоток от работы комбайна в обычном режиме:

Q = m х b х γ х v = 1,31 х 0,8 х 1,98 х 2,5 = 5,2 т/мин

Минутная производительность забойного конвейера составит - 10 т/мин., значит, забойный конвейер может принять проектируемый грузопоток.

Произведем проверочный расчет возможного пикового грузопотока, для определения оптимальной длины ленточного конвейера, расположенного в конвейерном штреке.

; м

; м

Поле расстановки ленточных конвейеров КЛ-600, привязки камер приводов к сбойкам между вспомогательным транспортным штреком и конвейерным штреком, получаем максимальную длину конвейера - 420 м.

3.11.2 Вспомогательный транспорт

Доставка людей от ствола до рабочих мест предусматривается с помощью автотранспорта. Для этой цели используются автомашины, имеющиеся на Втором горизонте типа: Минка-26, МТ-353, МГЛ-363, М-22А. Для доставки материалов и оборудования используются тракторы тепа МТЗ-80(82), ТДТ-55, МТЗ-572, ВТЗ-30 и др., а также погрузочно-доставочные машины типа ПД-5, ПГТ-10, «Амкодор МД» имеющиеся на горизонте -264м. рудника 1РУ.

Для зачистки выработок используются бульдозеры и погрузочные машины 2ПНБ-2. Для поливки выработок используется техника, имеющаяся на гор.-264м.

4. Специальная часть

.1 Введение

На Старобинском месторождении калийных солей по данным геологоразведки с поверхности до 1977г. Было установлено, что верхней границей водозащитной толщи над разрабатываемыми калийными горизонтами является кровля соленосных отложений.

В период с 1977г. по 1979г. на площади горных отводов рудников ПО «Беларуськалий» проведено комплексное исследование надсолевых пород по методике, разработанной ВНИИГом.

Исследования включал специальные опытные работы в скважинах и шпурах, пробуренных и оборудованных в стенках действующих стволов шахт, литолого-минералогическое изучение пород, исследование вводно-физических, фильтрационных, гидрогеохимических и реологических свойств пород. Проведены опытно-фильтрационные исследования на модельной установке, имитирующей напряжённо-деформируемые состояния пород.

По всей площади месторождения соленосную толщу с угловым несогласием перекрывает глинисто-мергелистая толща (ГМТ), кровля которой расположена на глубине 100-200 м от земной поверхности. Результаты определения естественной влажности и максимальной молекулярной влагоёмкости свидетельствуют об отсутствии воды и рассолов в свободном состоянии по всему разрезу ГМТ. Воды в породах ГМТ находятся в связанном состоянии в виде гидратных оболочек. Выявлена способность глинисто-мергелистых пород к набуханию и размоканию с высокими скоростями, что свидетельствует об их хороших водозащитных свойствах.

Таким образом, полученные в процессе комплексных исследований новые данные позволили доказать, что породы ГМТ безводны и водоупорны, а глинисто-мергелистые разности пород обладают высокими водозащитными свойствами.

В результате этих дополнительных комплексных исследований надсолевые породы глинисто-мергелистой толщи были также включены в водозащитную потолочину.

На основании анализа и обобщения геологических и гидрогеологических исследовании, опыта эксплуатации, исследований процесса сдвижения земной поверхности и деформирования водозащитной толщи при различных параметрах систем разработки в 1994г. институтом БелГОРХИМПРОМ при участии АО ВНИИГ и ПО «Беларуськалий» были разработаны «Указания по защите рудников от затопления в условиях Старобинского месторождения калийных солей».

«Указания…» являются нормативным документом, регламентирующим условия ведения горных работ и устанавливающим требования, обязательные при разработке проектов отработки шахтных полей и мер защиты рудников от затопления на Старобинском месторождении калийных солей.

4.2 Условия безопасной подработки водозащитной толщи

В гидрогеологическом отношении намеченный к отработке участок находится в относительно благоприятных условиях. Однако его подработка нижележащими промышленными калийными горизонтами, небольшая мощность соляных отложений над ним около 44м, наличие поровых насыщенных рассолов на контакте глинисто мергелистой толщи (ГМТ) и покровной соляной толщи предопределяет особые условия к отработке пласта и проведению дополнительных исследований в этом направлении.

На площади предполагаемой отработки к водозащитной толще (ВЗТ) относят соленосные отложения, залегающие выше I калийного горизонта и породы ГМТ, перекрывающие соленосные отложения, за вычетом мощности верхней части разреза ГМТ, сложенной слабообводненными породами (в нашем случае 50м). Мощность ВЗТ на участке составляет 240-270м.

Главным критерием обеспечения безопасности рудника от затопления является отсутствие нарушения сплошности мощности ВЗТ при ее подработке различными системами разработки эксплуатируемых горизонтов.

В соответствии с «Нормативными и методическими документами.» определяющим параметром, обеспечивающим безопасность ведения горных работ, является приведенная вынимаемая мощность пластов (горизонтов) и глубина разработки. Условие безопасности проверяется с использованием неравенства:

< 1

где:

Нв - мощность ВЗТ над I калийным горизонтом, м;

Мпр1 , Мпр2 , Мпр3 , Мпр4 , Мкс - приведенные вынимаемые мощности соответственно на 1,2,3,4 горизонтах и гор. -305м каменной соли, м;

Д1 , Д2 , Д3 , Д4 , Дкс - параметры глубины и системы разработки калийных горизонтов и каменной соли:

Для камерной системы разработки:

Д = 26 - 0,01Н,

Для столбовой системы разработки:

Д = 46 - 0,01Н,

Н - глубина ведения горных работ, м;

[М] - минимальная мощность предохранительной водозащитной потолочины, -50м;

Н2-1, Н3-1, Н4-1, Н2-1+КС - расстояние от рассматриваемого горизонта до верхнего отрабатываемого калийного горизонта, м.

Расчётные данные безопасной вынимаемой мощности для проектируемой панели (Мпр1) (сведены в таблицы)

Таблица 4

Параметры западного участка (у главного направления СКВ. №35)

Нв, м

Н1, м

Н2, м

Н3, м

Н4, м

Мпр2, м

Мпр3, м

235

405

474

643

823

1,82

1,82


Мкс, м

Мпр, м

Д1

Д2

Д3

Д4

Дкс

2,20

1,32

41,95

21,26

19,57

37,77

20,93


Н2-1, м

Н3-1, м

Н4-1, м

[М], м

Расчет Мпр1, м

69

238

418

50

2,35


Таблица 5

Параметры восточного участка (СКВ. 103)

Нв, м

Н1, м

Н2, м

Н3, м

Н4, м

Мпр2, м

Мпр3, м

270

440

513

695

875

1,82

1,82


Мкс, м

Мпр4, м

Д1

Д2

Д3

Д4

Дкс

2,20

1,32

41,60

20,87

19,05

37,25

20,54


Н2-1, м

Н3-1, м

Н4-1, м

[М], м

Расчет Мпр1, м

73

255

435

50

3,09


Примечания:

1.  Приведенная вынимаемая мощность для пласта каменной соли -305м. принята 2,2м по условиям максимальной технической возможности выемки пласта каменной соли на мощность 6м камерной системой разработки.

2.      Выемка калийных пластов на гор. -264м и гор. -430м произведены камерной системой разработки.

.        Параметры 4 калийного горизонта определены по материалам его предварительной разведки Белорусской геологоразведочной экспедиции (Слуцк, 1990) и селективной его выемки столбовой системой разработки.

Проверочный расчёт, выполненный по профилю скважин № 35, № 103 показал, что при подработке участка 4,3 и 2 калийными горизонтами, а также пластом каменной соли -305м вынимаемая мощность лавами на гор. -200м (mпр1) составляет 2,35-3,09м. Это указывает на возможность ведения очистных работ на участке столбовой системой разработки.

Максимальная высота распространения трещин над горизонтом может составить 86м, что почти в 3 раза меньше фактической мощности ВЗТ.

Глубина ведения горных работ находится в пределах 410-450м

5. БЕЗОПАСНОЕ ВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ

.1 Общие положения

Все работы должны вестись в строгом соответствии с настоящим проектом, паспортами крепления, а также соблюдением:

«Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь».

«Нормативных и методических документов по ведению горных работ на Старобинском месторождении калийных солей».

- «Инструкции по охране труда и технике безопасности при эксплуатации очистных гидромеханизированнных комплексов по добыче сильвинита системой разработки длинными столбами на рудниках объединения».

- Единых правил безопасности при взрывных работах.

Инструкция по эксплуатации оборудования комплекса.

- Типовых технических решений пожаротушения в калийных рудниках.

- Инструкция по технике безопасности для каждой профессии - и включается в план ликвидации аварий.

5.2 Специальные мероприятия по соблюдению газового режима

Настоящим проектом предусматривается использование для доставки материалов, оборудования, людей, зачистки выработок, транспорта ДВС на свежей струе. В случае обнаружения горючих газов в выработках машины с ДВС должны быть заглушены.

Ведение взрывных работ допускается только при отсутствии в выработках горючих газов. Огневые работы производятся только в выработках, проветриваемых за счет общешахтной депрессии, свежей струи воздуха с предварительным замером содержания горючих газов.

5.3 Мероприятия по предупреждению загазирования

Первый калийный горизонт в настоящий период по содержанию горючих газов (0,9% метана) относится к категории опасных. Ведение любых работ на нем и вскрывающих наклонных выработках возможно лишь после их тщательного проветривания и снижения содержания горючих газов до 0,01%. Для этого предусматривается первоочередное проветривание вентиляционного кроссинга для сбойки с главными вентиляционным штреком, возведение постоянных вентиляционных перемычек и временных парусов и использование вентилятора местного проветривания. По организации работ указанные меры будут реализовываться участками, длина которых определяется состоянием выработок и расстоянием между технологическими сбойками в них.

Проходку всех выработок на гор. - 200м предусматривается выполнить проходческим комбайном ПК-8МА и с непрерывным проветриванием тупикового забоя вентилятором местного проветривания (СВМ-6М, ВМ-6).

Тупиковые закладочные выработки в период складирования в них пустой породы подвергаются предварительному замеру содержания газов лицом технического надзора и оборудуются вентиляционными трубами для возможности организации деятельного проветривания ВМП. По окончании работ тупиковые выработки обшиваются сплошной или решетчатой перемычкой в соответствии с действующими типовыми паспортами на руднике 1РУ.

После каждой остановки вентиляторов главного проветривания и ВМП перед началом возобновления работ производится замер газов лицом технического надзора или газомерщиками.

5.4 Контроль за составом рудничной атмосферы

Контроль за содержанием горючих газов осуществляется путем их замера приборами эпизодического действия ШИ-10 и Сигнал-2, а также аппаратурой автоматического контроля метана (метан-реле ТМРК-ЗУ5), комплекс «Метан». Замер концентрации в забоях, на исходящей струе следует производить не реже двух раз в смену, в том числе один раз в начале смены лицом сменного надзора и ежесуточно лицом технадзора ПВС или газомерщиком.

При проведении протяженных выработок (длиной 300м и более) проходческие комплексы оборудуются аппаратурой контроля подачи воздуха в забои типа «Азот».

При обнаружении шахтным газоопределителем в атмосфере выработок горючих газов (более 0,5%) все работы должны быть остановлен, снято напряжение с оборудования, кроме ВМП, люди выводятся на свежую струю, а данный факт сообщается горному мастеру и диспетчеру рудника, которые должны принять меры по обеспечению деятельности проветривания.

Предельно допустимые концентрации (ПДК) вредных веществ в воздухе рабочей зоны приведены в таблице 6.

Таблица 6

ПДК вредных веществ в воздухе рабочей зоны

Наименование веществ

Величина ПДК, мг/м3

1

2

3

1

Сильвинит

5

2

Полиминеральная калийная руда с содержанием SiO2 до 10%

5

3

Натрия хлорид

5

4

Пыль, содержащая от 10 до 70% свободной SiO2

2

5

Пыль гранита

2

6

Пыль цемента, глин, минералов и их примесей, не содержащей свободной SiО2

6

5.5 Мероприятия по обеспечению безопасности труда

Проектом предусматривается спуск-подъём людей, грузов, материалов в одноэтажных клетях, а подъём полезного ископаемого - в скипах. Клети оборудованы парашютами типа ПТК-10-5, которые проверяются каждые 6 месяцев. Канаты клетьевого подъёма имеют 9-ти кратный запас прочности людского подъёма. ПБ предусматривается визуальный и инструментальный надзор за канатами, а также периодические испытания. Число людей в клети принимается из расчёта 5 человек на 1м2 полезной площади пола клети.

Проектом предусматривается наличие двух запасных выходов на поверхность с горизонтов рудника, оборудованных техническими подъемами, а также лестничным отделением. Для прохода людей зазор между ставом конвейера и стенкой выработок должен быть не менее 0,7м (§297 Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь.).

Для перехода через конвейеры устанавливаются переходные мостики с перилами. Высота прохода для людей над мостиками - не менее 0,8м, ширина - 0,6м (§282 Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь.). Все конвейерные линии оборудуются звуковой сигнализацией, освещением и тросом аварийной остановки вдоль става конвейера и проходной стороны ((§287 Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь).

Для доставки людей и грузов в шахте используются автомобили, как импортного производства - Минка-26 и др.(фирма Паус, Германия), так и отечественного - МТ-353/МГЛ-363 (МТЗ, г. Минск), оборудованные сидениями из расчёта 0,7м на человека. На всех двигателях внутреннего сгорания установлены нейтрализаторы двойной ступени очистки выхлопных газов. Скорость движения автомобилей до 20км/час, тракторов на пневмоходу - не более 15 км/час, гусеничных - 8 км/час.

5.6 Передвижение персонала

Передвижение людей по горизонтальным выработкам производится в соответствии с ПБ [6]:

-    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.

5.7 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 [7].

Очистные работы проводятся в соответствии с ПБ [6]:

-     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.

5.8 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 [7].

Спуск и подъем людей, грузов в клетях и подъем руды в скипах производится в соответствии с ПБ [6]:

-     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;

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 [7].

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 [7].

5.9 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 [7].

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 [7].

Система электрической защиты на руднике строится на основе требований Правил [10-12], ГОСТ 12.1.009-76. ССБТ, ГОСТ 12.1.010-76. ССБТ [13]. Кроме того, подземные электроустановки и их эксплуатация удовлетворяют требованиям ПБ [6], и других отраслевых правил.

Применяются следующие защитные системы:

1.      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.

2.      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 [6].

.        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. [6].

.        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 [6].

.        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) по ГОСТ 14.2.54-80 и ГОСТ 17.4.94-87.

6.      Применение режима с изолированной нейтралью для исключения искрения [6].

.        Применение пониженного напряжения (до 127В) для ручных электрических машин и инструментов [6].

5.10 План ликвидации аварий

В соответствии с инструкцией по составлению плана, план ликвидации аварий должен составляться для каждого эксплуатируемого, реконструируемого или строящегося рудника.

План ликвидации аварий разрабатывается на каждые 6 месяцев (первое и второе полугодие) главным инженером рудника, согласовывается с командиром ВГСЧ, обслуживающей данный рудник, и утверждается главным инженером рудоуправления (треста, комбината) за 15 дней до ввода его в действие.

План ликвидации аварий предусматривает следующие мероприятия:

.Мероприятия по спасению людей, застигнутых авариями в руднике.

.Мероприятия по ликвидации аварий в начальной стадии их возникновения.

.Действия инженерно-технических работников и рабочих при возникновении аварий.

. Действия ВГСЧ в начальной стадии возникновения аварий.

План ликвидации аварий должен содержать:

• оперативную часть;

• распределение обязанностей между отдельными лицами, участвующими в ликвидации аварий, и порядок их действия;

• список должностных лиц и учреждений, которые должны быть немедленно извещены об аварии;

Копия этого списка или соответствующие выписки из него должны находиться на телефонных станциях рудника, рудоуправления или производственного объединения, в зависимости от того, какая телефонная станция и каких конкретно лиц вызывает.

К оперативной части плана ликвидации аварий должны быть приложены следующие документы:

• вентиляционный план (схема вентиляции), составленный в соответствии с требованиями «Инструкции по составлению вентиляционных планов»;

• план поверхности рудника с указанием расположения шурфов, штолен и других выходов на поверхность и подземных путей к ним, скважин, провалов, трещин на водостоках, водоемов, резервуаров, насосов, водопроводов, вентилей и пожарных гаек, складов аварийных материалов и оборудования на поверхности;

• схема электроснабжения рудника, составленная в соответствии с требованиями «Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений РБ».

План ликвидации аварий со всеми приложениями должен находиться у главного инженера рудника, диспетчера или дежурного по руднику и у командира ВГСЧ; у начальников участков должны находиться выписки из этого плана, относящихся к их участкам, с указанием путей вывода людей из рудника.

При согласовании и утверждении плана ликвидации аварий должны быть представлены:

• акт проверки исправности действия реверсивных устройств с пропуском опрокинутой воздушной струи по горным выработкам;

• акт проверки исправности противопожарных средств и оборудования;

• акт о состоянии запасных выходов из очистных забоев, участков и рудника и о пригодности их для выхода людей и прохода горноспасателей в респираторах;

• акт расчетного и фактического времени выхода людей в самоспасателях на свежую струю из наиболее отдаленных горных выработок рудника.

5.11 Природоохранные мероприятия, направленные на улучшение экологии Солигорского промрайона

Солигорский промышленный район расположен в переходной зоне от полого-холмистой возвышенной местности в равнинной заболоченной низине Припятского Полесья. На территории Солигорского района площадью 2500 км2 включая город Солигорск, проживает более 150 тыс. человек. Площадь сельскохозяйственных угодий составляет более 104 тыс. га.

На территории района протекают реки Случь, Морочь, Лань, имеется два крупных водохранилища и ряд мелких рек.

Воды Солигорского водохранилища являются источником технического водоснабжения всех четырех рудоуправлений и других промышленных предприятий.

Город Солигорск является одним из городов области с высоко развитой промышленностью. На территории города функционирует ряд крупных промышленных предприятий, в том числе РУП «ПО Беларуськалий», один из крупнейших в мире производителей калийных удобрений, работающий на базе Старобинского месторождения калийных солей с 1963 года.

Подземная добыча сильвинитовой руды и производство калийных удобрений в районе города Солигорска повлекли за собой отрицательные последствия на окружающую среду включая все её элементы: атмосферу, ландшафт с почвенными ресурсами и растительным покровом, поверхностные воды и минеральную основу биосферы - геологическую среду с подземными водными ресурсами. Этот регион считается одним из наиболее не благополучных. Здесь отмечается значительный уровень загрязнения воздуха, вод, земель.

На территории Солигорского района и его центра - более 80 предприятий в том числе 32 сельских. Наибольшие загрязнения окружающей среды допускают: РУП «ПО «Беларуськалий», торфобрикетный завод, 7 асфальтобетонных установок, 3 других крупных предприятия. В регионе завершена экологическая паспортизация производств. Для стационарных источников загрязнения, общий объем которых в 1999 году составил 12,3 тыс.тонн загрязняющих веществ, разработаны нормативы предельно допустимых норм выбросов.

За период эксплуатации месторождения общая площадь его разработок составила около 20 тысяч гектаров, а под отходы занято 1350га земель сельскохозяйственного назначения. В результате просадок заболочено и подтоплено около 6,5 тыс.га, что привело к отселению 600 усадеб. Общая площадь горных работ составляет 100-120 км2. Исследования показали, что негативные факторы, связанные с эксплуатацией месторождения, не были учтены с самого начала.

Особого внимания заслуживает складирование сотен миллионов тонн солевых отходов, так как без необходимых природоохранных мероприятий это значительно усугубляет проблему водоснабжения. Из-за засоления практически вышли из строя 3 ведомственных водозабора, которые обеспечивали водой не только производство, но и 130-тысячное население Солигорска.

Кроме того, возникла проблема обеспечения питьевой водой деревень, находящихся в зоне горных работ. Качество воды в некоторых шахтных колодцах не соответствует ГОСТу по бактериологическим, химическим и другим показателям. Стационарные режимные наблюдения показали, что загрязнения подземных вод высокоминерализированными растворами происходит по всему периметру существующих шламохранилищ и солеотвалов. Глубина их проникновения уже достигает 100-120 м.

Сегодня РУП «ПО Беларуськалий» с рядом научных учреждений ищет пути уменьшения негативных последствий для окружающей среды и населения. С 1970 года объединением начаты работы по селективной выемке калийных пластов, что разрешает проблему складирования отходов на поверхности. Для уменьшения площадей солеотвалов применяется их многоярусное складирование. А чтобы предотвратить попадание рассолов в подпочвенные воды, внедрены противофильтрационные экраны. Реализуется программа по закачке избыточных солевых рассолов в глубокие подземные горизонты.

После 1991 года РУП «ПО Беларуськалий» приходится все природоохранные мероприятия осуществлять за свой счет. Лишь в 1997 году необходимость разработки концепции комплексной научно-технической программы «Экология Солигорского промышленного района» была признана на правительственном уровне. На ее основе и была создана Комплексная государственная программа неотложных мер охраны окружающей среды Солигорского промрайона на 1998-2005 годы. Этой программой предусматриваются конкретные мероприятия по минимизации и локализации техногенного воздействия на природную среду района на период до 2005г и до полной выработки месторождения. В частности: селективная выемка руды, рациональная организация любых форм хозяйствования, новые методы инженерной защиты земель и населенных пунктов, охрана водных источников, защита воздушного бассейна и другие.

6. ОХРАНА ТРУДА

.1 Производственная санитария

При ведении горных работ на руднике 1 РУ будут иметь место следующие вредные производственные факторы в соответствии с ГОСТ 12.0.003-74. ССБТ [2]:

1.  Запыленность.

Предельно допустимая концентрация вредных веществ в воздухе рабочей зоны согласно ГОСТ 12.1.005-88. ССБТ [3] приведена в табл. 7.

Таблица 7.

ПДК вредных веществ в воздухе рабочей зоны

Наименование веществ

Величина ПДК, м23

Сильвинит Полиминеральная калийная руда с содержанием SiO2 до 10% Натрия хлорид Пыль, содержащая от 10 до 70% свободной SiO2 Пыль цемента, глин, минералов и их примесей, не содержащая свободной SiO2

5 5 5 2  6


Для борьбы с пылью в соответствии с ГОСТ 12.1.007-76. ССБТ [4] на руднике используется:

-        оснащение горно-добывающего 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 [5];

         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» [6, прил. 6], службой ВГС4.

2.  Загазованность.

Предельно допустимая массовая концентрация ядовитых газов в соответствии с ГОСТ 12.1.005-88. ССБТ [3] приведена в табл. 8

Таблица 8

Предельно допустимая массовая концентрация ядовитых газов

Ядовитые газы

Массовая концентрация, м23

Окись углерода Окислы азота (в пересчете на СО) Сернистый газ Сероводород Акролеин Формальдегид

20 5 10 10 0,7 0,5


Нормы содержания метана в атмосфере подземных выработок согласно [6] приведены в табл. 9.

Таблица 9.

Нормы содержания 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. 6.3, 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 [6].

Контроль за содержанием вредных газов осуществляется службой ВТБ и инженерно-техническим персоналом в сроки, устанавливаемые главным инженером рудника. Результаты замеров заносятся на специальные доски [7].

3.  Шум.

Допустимые уровни звукового давления в соответствии с ГОСТ 12.1.003-83. ССБТ [8], [22], [23] приведены в табл. 10.

Таблица 10.

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

4

5

6

7

8

9

10

Помещения, требующие разборчивой речевой связи по телефону (нарядные участков, диспетчерские, ламповые)

75

66

58

54

50

47

45

44

60

Помещения или места пультов управления, не требующие речевой связи (пункты погрузки и перегрузки, опрокидыватели и конвейерные линии)

83

74

68

63

60

57

55

54

80

Рабочие места в производственных помещениях и на территории предприятий (подготовительные и очистные забои, камеры, насосные, электродепо)

99

92

86

83

80

78

76

74

85

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.

4.  Вибрация.

Предельно допустимые уровни вибраций в соответствии с ГОСТ 12.1.012-90. ССБТ [9], [20], [21], [24] приведены в табл. 11.

Таблица 11. Предельно допустимые уровни вибраций

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

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

Транспортная

По вертикальной оси

132

123

114

 108

107

107

107

-

-

-

-

-

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

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 производствен-ных помещениях, в заводоуправлениях, лабораториях, КБ и вычислитель-ных центрах

То же

-

 91

82

 76

75

75

 75

-

-

-

-

-

Локальная

По каждой из осей

-

-

-

 120

 120

 117

114

111

108

105

102

99


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).

5.  Освещённость.

Подземное освещение рудника

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 запитыватся 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 ГОСТ 12.01.45-76 приведены в табл. 12.

Таблица 12. Нормы освещенности в подземных выработках

Место выполнения работ

Нормируемая поверхность

Минимальная освещенность, ЛК

Очистные выработки  Забои подготовительных выработок Откаточные выработки Камеры ЦПП Склад ВМ Подземный здравпункт Подземные гаражи, ПЭММ

вертикальная горизонтальная вертикальная горизонтальная вертикальная горизонтальная горизонтальная горизонтальная

8 5 5 2 - 5 75 30 75 10


6.  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 [7].

6.2 Техника безопасности

Все работы на участке должны вестись в соответствии с требованиями:

-        ПБ при разработке подземным способом соляных месторождений РБ [6];

-        Нормативные и методические документы по ведению горных работ на Старобинском месторождении калийных солей [1];

         Инструкций по эксплуатации оборудования комплекса;

         Инструкции по ТБ для каждой профессии.

Следующие вопросы по техники безопасности наиболее полно изложены в 5 разделе дипломного проекта:

Передвижение персонала.

Безопасность очистных и подготовительных работ.

Безопасность подъемно-транспортных операций.

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 [7].

Расчет защитного заземления

Таблица 13. Исходные данные

Напряжение э/установок, в

Суммарная мощность э/установок, КВа

Грунт

Удельное сопротивление грунта,r, Ом.м

Тип зазимлителя и размеры сечения, мм

Расстояние между стержнями а,м

Длина стержня-заземлителя,l, м

Отношение расстояния между заземлителями к их длине, а/1

Глубина заложения верхних концов стержней и горизонтальных проводников,Н0,м

Размер сечения заземляющих соединительных проводников (полоса, сталь), мм

Способ заложения заземлителей

Свыше 1000

250

глина

70

Уголок 50Х50Х4

9

3,0

3

0,7

12,4

В ряд


, Ом

где,r - удельное сопротивление грунта, 70 Ом.м

d - диаметр стержня (в нашем случае в качестве заземлителя используется электрод с профилем в виде уголка, то d=0,95В=0,95×0,05=0,047 мм2, где В - ширина уголка, 0.05 м

- длина стержня 3 м

Н0 - глубина заложения верхних концов стержней и горизонтальных проводников, 0,7 м

Н - параметр определяемый по формуле

, м

, м

=19,3 Ом

Количество стержней-заземлителей без учета работы соединительных полос

, шт,

где. hст - коэффициент использования вертикального стержневого заземлителя 0,85, (выбран с учетом отношение расстояния между заземлителями к их длине, а/1=3 и предварительному значению n=6, определяемому при h=1) [10]

Rдоп=4 Ом при напряжении до 1000 В и суммарной мощности более 100 кВА

5,6 шт принимаем 6 шт

Длина горизонтального полосного заземлителя вычисляется по формуле

 

lпол=1,05×а×n×(n-1), м

 

lпол=1,05×9×6×(6-5)=283,5 м

Сопротивление растеканию основного тока горизонтального электрода (полосового заземлителя, соединяющего вертикальные электроды между собой).

, Ом,

где, в=0,012 ширина сечения полосового заземлителя

0,9 Ом

Сопротивление группового искусственного заземлителя, состоящего из параллельных включенных стержней заземлителей и полосы, равно:

 

 Ом,

где, hпол=0,88 - коэффициент использования горизонтального полосового заземлителя.

0.8 Ом

Сопротивление заземляющего устройства растеканию тока меньше допустимого сопротивления (4 Ом) по ГОСТ 12.1.030-81 [7].

6.3 Пожарная безопасность

Проект противопожарной защиты разрабатывается согласно Руководству [14], ГОСТ 12.1.004-91. ССБТ [15], СНиП II-89-90 [16]. СНБ 2.02.01-98 [17], БНБ 2.02.02-01[18], НПБ - 5 -2000 [19], СНБ 2.02.01 - 98 [25].

По пожаро- и взрывоопасности рудник относится к категории А [7].

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» [6, прил. 10];

         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» [6, прил. 10];

         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» [6, прил. 9];

-        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 [6];

         наличие не менее двух выходов из любого места, где работают люди; на вышележащий горизонт; на поверхность; постоянное поддержание их в рабочем состоянии [6];

         обеспечение всех работающих самоспасателями, создание подземных спасательных пунктов [6];

         заблаговременная отработка тактико-технических действий обслуживающим предприятие подразделением ВГСЧ при возможных (типичных) авариях.

Снижение пожароопасности ведения работ обеспечивается:

. прокладкой противопожарной оросительной системы в горных выработках;

. применение в горных выработках несгораемых и трудно сгораемых крепежных материалов;

. обеспечение пожароопасных узлов шахты средствами своевременного тушения пожаров;

. возможностью быстрой изоляции (выключение из общей сети) отдельных выработок и участков;

. устройство противопожарных дверей во всех камерах для электрических машин и подстанций;

. установка в выработках, оборудованных ленточными конвейерами, у приводных и натяжных головок распределительных устройств, а также в околоствольных дворах в районе сопряжения со стволами, по два огнетушителя;

. установка в надшахтных зданиях и зданиях подъемных машин и главного вентилятора ручных переносных огнетушителей и комплекса противопожарного инвентаря;

. снабжение всех спускающихся в шахту индивидуальными самоспасателями.

7. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

.1 Исходные данные

Рассчитывается участок, состоящий из одной панели на Первом калийном горизонте.

Запасы рудника, млн. т                                                     285,889

Запасы рудника по I горизонту, млн. т                             13,03

Запасы проектируемой панели, млн. т                              1,654

Производительность очистных работ, т/год 462195

Средняя мощность пласта полезного ископаемого, м 2,06

Длина панели, м 1570

Принятое оборудование на очистных работах приведено в таблице 14.

Таблица 14. Оборудование на очистных работах.

Марка оборудования

количество

Очистной комбайн Электра-700СЕЛ

1

Крепь забойная БС 2.1ПМ

87

Крепь сопряжения 23/36Пп

8

Скребковый конвейер Е-74 (DBT)

1

Скребковый конвейер «Вальбот» РЗСп

2

Закладочный конвейер СПШ-1-228 «Универсал»

2

Насосная станция

2

Холодильная установка

1

Установка механической закладки УМЗ

4


Принятое оборудование на горноподготовительных работах приведено в таблице 15.

Таблица 15. Оборудование на горноподготовительных работах.

Марка оборудования

количество

Комбайн проходческий ПК-8МА

2

Бункер-перегружатель БП-14М

2

Вагон самоходный 5ВС-15м

4

Конвейер ленточный КЛ-600

4

Перегружатель передвижной скребковый ППС «Универсал»

2

Вентилятор проходческий ВМ-6м

2

Лебедка ЛПК-10Б

2

Машина для крепления кровли

1

Машина породопогрузочная 2ПНБ-2

2

7.2.1 Режим работы предприятия, работающих и оборудования

На горных участках рудника в течение суток работают 3 технологические и одна ремонтно-подготовительная смены, которая частично накладывается на предыдущую и последующую технологические смены.

Исходя из нормы рабочего времени 35 часов в неделю для подземных рабочих, продолжительность смены составит 7 часов.

Из общей продолжительности смены 7 часов, 6 часов рабочие непосредственно работают на месте, 1 час затрачивается на проезд от нулевой площадки ствола до участка и обратно.

Годовой режим работы рудника, горных участков и ряда других подразделений, обслуживающих основное производство, является непрерывным.

Годовой фонд рабочего времени основных (забойных) рабочих и дежурного персонала определяется следующим образом:

где Ткал - календарное число дней в году;

Тпр - число праздничных дней;

Твых - число выходных дней;

Тотп - количество рабочих дней отпуска;

,96 - коэффициент, учитывающий болезни, на выполнение гособязанностей и другие неявки, разрешенные законом.

Ткал = 365 дней

Тпр = 8 дней

Твых = 104 дня

Для забойного рабочего (Тотп = 42 дня) годовой фонд рабочего времени составит:

Для вспомогательного рабочего рудника (Тотп = 38 дней) годовой фонд рабочего времени составит:

Коэффициент списочного состава определяется отношением числа рабочих дней объекта (цеха) или его подразделения к числу рабочих дней, отрабатываемых данной категорией рабочих в течение года:


Так как рудник и горные участки работают по непрерывному графику, но в праздничные дни не ведутся работы по добыче руды, ксп для забойного рабочего горного участка составит:

Аналогично коэффициент списочного состава определяется для каждой группы работающих.

Для вспомогательного рабочего рудника ксп = 1,23

Явочная численность вспомогательных рабочих горного участка определяется исходя из норм обслуживания.

Явочная и списочная численность рабочих приведена в табл. 16.

Таблица 16. Явочная и списочная численность рабочих

Профессия

Разряд по тарифной сетке

Явочная численность работников в сутки

Коэффициент списочного состава

Списочная численность работников в сутки

МГВМ

VI

8

1,25

10

ГРОЗ

V

8

1,25

10

Электрослесарь

IV

2

1,23

3

Крепильщик

III

1

1,23

2


Численность управленческого персонала участка принимаем исходя из опыта работы действующих предприятий. Состав и численность управленческого персонала участка приведен в табл. 17.

Таблица 17. Численность управленческого персонала участка

Должность

Численность

Разряд по тарифной сетке

1

2

3

Начальник участка

1

XIII

Зам. Начальника участка

1

XII

Электромеханик

1

X

Механик

1

X

Горный мастер

4

X


7.3    Расчет величины капитальных вложений

7.3.1 Составляющие капитальных вложений

В состав капитальных вложений включаются единовременные затраты на формирование основных фондов. Это затраты на горно-капитальные работы, здания, приобретение рабочих машин и оборудования и некоторые другие составляющие основных фондов, необходимых в соответствии с конкретными особенностями разрабатываемого технологического процесса добычи полезного ископаемого.

В нашем случае величина капитальных вложений включает следующие составляющие:

КО = КГК + КЗД + КОБ + КИНСТ + КИНВ + КПР

где KГК - размер затрат на горно-капитальные работы (подготовка месторождения к добыче полезного ископаемого), тыс.руб.;

КЗД - капитальные вложения по зданиям и сооружениям рудника, тыс. руб.;

KОБ - капитальные вложения по рабочим машинам и оборудованию, тыс. руб.

KИНСТ - капитальные вложения в инструмент, тыс. руб.;

КИНВ - капитальные вложения в производственный инвентарь, тыс. руб.;

КПР - прочие капитальные вложения, тыс.руб.

При подземных горных работах выделяют три группы основных фондов:

группа - объекты, существующие в течение всего срока эксплуатации и переносящие часть своей стоимости на всю продукцию данного предприятия;

группа - объекты, обслуживающие запасы горизонта (отдельного крыла шахты);

группа - объекты, предназначенные для обслуживания части горизонта (панель, блок), горные выработки, проведенные для подготовки очистных забоев за счет кап. вложений при строительстве и реконструкции шахт.

Отнесение объекта к той или иной группе производиться в зависимости от схемы вскрытия и подготовки месторождения.

Потонная ставка по каждой группе основных фондов ежегодно рассчитывается путем деления суммарной остаточной стоимости (балансовой стоимости за вычетом износа) данной группы объектов на запасы, обслуживаемые этими объектами.

При этом остаточная стоимость основных производственных фондов и запасы принимаются по ожидаемым показателям на начало планируемого года.

7.3.2  Затраты на горно-капитальные работы

Расчет затрат на горно-капитальные и горно-подготовительные работы производится исходя из длинны вскрывающих выработок и стоимости проходки одного погонного метра, взятого по практическим данным действующих рудников.

Результаты расчетов затрат на горно-капитальные работы приведены в таблице 18.

Таблица 18.

Затраты на горно-капитальные и горно-подготовительные работы

Группа объектов основных фондов

Группа фондов

Общая длина выработки, м

Стоимость 1 п.м. , тыс. руб.

Общая сумма затрат, тыс.руб.

1

2

3

4

5

Ствол №1, №2

1

1186.5

8560

10156440

Ствол №3, №4

1

1260

9060

11415600

Главные штреки

2

46 250

260

12025000

Панельные штреки

3

6 480

310

2008800


КГК = 10156440 + 11415600 + 12025000 + 2008800 = 35605840 тыс. руб.

7.3.3 Капитальные вложения по зданиям и сооружениям

Расчет капитальных затрат на строительство проводится в соответствии с титульным списком зданий и сооружений, необходимых для осуществления производственной деятельности.

Все производственные здания и сооружения делятся на две группы:

Группа 1. (специализированные здания и сооружения)

Здания: Надшахтные, подъемных машин, вентиляторов.

Сооружения: подземные переходы; автомобильные дороги на промплощадке, ограждение площадок.

Группа 2. (здания и сооружения общего назначения)

Здания: административно-бытовых комбинатов, проходные, материальный склад, все остальные здания, не вошедшие в первую группу.

Сооружения: внешние линии электроснабжения, теплоснабжения и связи, остальные сооружения, не вошедшие в первую группу.

Затраты на строительство зданий и сооружений сведены в таблице 19.

Таблица 19. Капитальные затраты на строительство

Объект основных фондов

Общая стоимость, тыс.руб.

Потонная ставка, руб/т


 

1

2

3


 

Первая группа


 

Надшахтное здание ствола №1

243268,5

1,315


 

Надшахтное здание ствола №2

243268,5

1,315


 

Надшахтное здание ствола №3

72005

0,39


 

Надшахтное здание ствола №4

72005

0,39


 

Копёр ствола №1

89473

0,48


 

Копер ствола №2

89473

0,48


 

Копер ствола №3

99560,5

0,54


 

Копёр ствола №4

99560,3

0,54


 

1

2

3


 

Здание подъемной машины №1

65334

0,355


 

Здание подъемной машины №2

65334

0,355


 

Здание подъемной машины №3

71005,5

0,385


 

Здание подъемной машины №4

71005,5

0,385


 

Подземный переход

25374

0,14


 

Автодороги

44629

0,24


 

Ограждение промплощадки

21480

0,12


 

Вторая группа


 

Здание АБК

861421

4,66


 

Материальный склад

10103

0,05


 

Проходная

1853

0,01


Итого: 2246153


 


КЗД = 2246153 тыс. руб

7.3.4 Капитальные вложения в рабочие машины и оборудование

Номенклатура и количество основного горного и транспортного оборудования принимается исходя из принятой системы разработки.

Капитальные вложения в технологическое оборудование рассчитываются исходя из его количества по операциям и цен по формуле


где NJ - принятое количество единиц оборудования J -го наименования, шт.;

ЦJ - оптовая (договорная) цена единицы оборудования J -го наименования, руб.;

 kР - коэффициент, учитывающий доставку, монтаж, хранение и прочие расходы (kР = 1,12);

Количество единиц оборудования по каждой операции принимаем исходя из начальных условий (исходные данные).

Результаты вычислений сводим в таблицу 20.

Таблица 20. Капитальные вложения в рабочие машины и оборудование

Наименование оборудования

Количество, шт.

Стоимость единицы по прейскуранту, тыс.руб.

Общая стоимость с учетом поправочного коэффициента k=1,12, тыс.руб.

1

2

3

4

Комбайн Электра-700СЕЛ

1

1796321,6

20011880,19

Крепь забойная БС2.1ПМ

87

22306,3

2323424,20

Механическая крепь сопряжения Фазос 23/36Пп

8

79412

889414,4

Скребковый конвейер E-74(DBT)

1

1363676,7

1527317,90

Скребковый конвейер «Вальбот» РЗСп

2

454558,9

1018211,93

Холодильная установка HA- dk 7/BS/3YAC

1

835,7

935,984

Насосная станция

2

39 896,56

89368,2944

Закладочный конвейер СПШ-1-228 «Универсал»

2

32 238,50

144630,08

Установка механической  закладки УМЗ

4

14 590,0

65363,2


Затраты состоят из суммы общих стоимостей на основное технологическое оборудование и части стоимости вентилятора главного проветривания, скиповой и клетьевой машин, отнесенных на балансовые запасы панели:

КОБ=2011880,192+2323424,208+889414,4+1527317,904+1018211,936+

+935,984+89368,2944+144630,08+65363,2=8070546,1984тыс. руб.

7.3.5 Капитальные вложения в инструмент

В эту составляющую капитальных вложений входит инструмент и техоснастка стоимостью свыше 10 МЗП и сроком службы более I года.

Принимаем сумму затрат в размере 2% от стоимости от стоимости оборудования:

КИНСТ = 8070546,1984 × 0,02 = 161410,92 тыс. руб.

7.3.6 Капитальные вложения в производственный инвентарь

Затраты по данной составляющей принимаются в размере 2% от стоимости оборудования:

КИНВ = 8070546,1984× 0,02 = 161410,92 тыс. руб.

Общая сумма капиталовложений составит:

Ко = 35605840 + 2246153 + 8 070 546, 1984 + 161 410, 92 + 161 410, 92 = =46 245 361, 04 тыс. руб.

7.4    Расчет эксплуатационных расходов и себестоимости продукции

7.4.1 Исходные положения

Схема затрат на производство продукции предприятия в нашем случае содержит следующие статьи расходов:

1. Электроэнергия на технологические цели.

2. Материалы.

3. Основная заработная плата производственных рабочих.

4. Дополнительная заработная плата производственных рабочих.

5. Отчисления на социальное и медицинское страхование.

6. Амортизация основных фондов

а) технологическое оборудование

б) горно-капитальные, горно-подготовительные работы и затраты на строительство.

7. Ремонтный фонд

8. Ремонт и содержание горно-капитальных, горно-подготовительных сооружений, а так же зданий.

9. Цеховые расходы.

10.Налоги, включаемые в себестоимость.

7.4.2 Электроэнергия на технологические цели

Учет затрат по статье “Электроэнергия на основные технологические цели” производится по двухставочному тарифу Сэ ,тыс. руб.:


где Pз - заявленная мощность, кВт;

 

 

Pуi - установленная мощность i-го токоприемника, кВт;

kспр - коэффициент спроса (kспр=0,65);

a - тариф за 1кВт присоединенной мощности, руб/кВт . год;

b - тариф за 1кВт потребленной мощности, руб/кВт·час;

 

W - расход электроэнергии, кВт × час;

Н - коэффициент, учитывающий надбавки или компенсацию за cosφ.

Wi - расход электроэнергии i- м потребителем, кВт × ч;

Рнi - установленная мощность двигателей i- й установки, кВт;

kнi - коэффициент учитывающий загрузку двигателя по мощности;

(kнi=0,5)

kпi - коэффициент учитывающий потери электроэнергии и расход её на вспомогательные цели (kпi = 1,1);

h - к.п.д. токоприемника (h = 0,9);

Тэф - эффективный фонд рабочего времени оборудования, час

Тэф =( Ткал - (0,5 .К + 2 .Т1 + Т2 + 0,5 . Т3 + 8 . ППР)) . 18

К - капитальный ремонт 1 раз в 2 года К = 18,8 сут

Т1 - текущий ремонт 2 раза в год Т1 = 4,4 сут

Т2 - текущий ремонт 1 раз в год Т2 = 6,6 сут

Т3 - текущий ремонт 1 раз в 2 года Т3 = 24 сут

ППР - планово-предупредительный ремонт ППР = 4,0 сут

Тэф =(365 - (0,5 .18,8 + 2 .4,4 + 6,6 + 0,5 . 24 + 8 . 4,0)) . 18 = 5331,6 ч

руб/кВт·год

А - текущий курс доллара, тыс. руб.

Принимаем А = 2150 руб.

кВт

 кВт

Сэ = 2798,9·8693+ 14029809,2·72 = 1034477 тыс.руб.

Затраты на проветривание составляют 30 % от общих затрат

Сэпр = 1034477*0,3 = 310343,1 тыс. руб

Общие затраты будут равны

Сэобщ = 1034477 + 310343,1 = 1344820,1 тыс. руб

7.4.3 Материалы

Потребное количество расходных материалов определяется на основании норм расхода на единицу продукции (на 1т или на 1т.т.)

Результаты расчетов сводим в таблице 21.

Таблица 21. Стоимость материалов

Наименование

Ед. изме-рения

Норма расхода

Цена за ед., тыс. руб.

Годовой расход

Стоимость материалов, тыс. руб.

Аммонит

кг/т

0,001

0,490

497,07

243,56

Эл. детонаторы

шт/т

0,003

0,157

1491,22

Звонковый провод

м/т

0,002

0,018

994,15

17,89

Металл для крепления

кг/т

0,049

0,904

24356,72

22018,47

Твердые сплавы

г/т.т

6,5

0,196

3230,9

633,25

Зубки

г/т.т

8,15

1,993

4051,16

8073,96

Присадка

кг/т.т

9,4

2,827

4672,2

13209,15

Лесоматериалы

м3/т.т

0,13

36,132

64,6

2334,1

Итого: 46764,5

7.4.4 Расчет фонда заработной платы

Заработная плата включает в себя все выплаты, производимые по сдельным расценкам, тарифным ставкам или окладам, все виды доплат и надбавок. Оплата труда руководителей, специалистов и служащих производится в соответствии с принятой схемой должностных окладов.

Расчет затрат по статье «Основная заработная плата производственных рабочих».

Заработная плата производственных рабочих состоит из выплат по тарифным ставкам или окладам и различных доплат. Оплата труда осуществляется исходя из принятой схемы должностных окладов.

Основная заработная плата производственным рабочим:

Зо = Зпр + ΣDi

Зпр - прямой заработок (планируется исходя из трудоёмкости выполняемых работ)

D - доплаты - премиальные выплаты из фонда зарплаты, доплаты за профмастерство, за совмещение, за работу с меньшей численностью, за работу в ночное время.

Доплата составляет 60-80% от зарплаты.

Прямой заработок на i-той операции будем рассчитывать по следующей формуле:

Зпрi = cчi * Тэфi*Nобслi

cчi - часовая тарифная ставка на i-той операции (808 руб).

cчi =

ki - тарифный коэффициент соответствующего разряда

ko - отраслевой коэффициент повышения тарифной ставки

на подземных работах - ko = 1,9

Тэфi - условное время выполнения операции при условии работы одного рабочего.

Nобсл - норма обслуживания - количество одновременно работающих на данной операции.

- тарифная ставка первого разряда.

Таблица 22. Тарифные коэффициенты

Разряд

I

II

III

IV

V

VI

VII

VIII

IX

X

XI

XII

XIII

km

1,0

1,16

1,34

1,56

1,72

1,88

2,02

2,16

2,31

2,47

2,64

2,83

3,03


С23 = (51000/120)*1,9*1,35 = 1090,125

С24 = (51000/120)*1,9*1,56 = 1259,7

С25 = (51000/120)*1,9*1,72 = 1388,9

С26 = (51000/120)*1,9*1,88 = 1518,1

Крепильщик

Зпр = 1090,125*6*206.4*2 = 2700,02 тыс. руб

D = 0,6*2700,02 = 1620,01 тыс. руб

Зо = 2700,02 + 1620,01 = 4320,03 тыс. руб.

Здоп = 0,17*4320,03 = 734,4 тыс. руб

Зо + Здоп = 5054,43 тыс. руб

Электрослесарь

Зпр = 1259,7*6*206.4*3 = 4680,04 тыс. руб

D = 0,6*4680,04 = 2808,02 тыс. руб

Зо = 4680,04 + 2808,02 = 7488,06 тыс. руб.

Здоп = 0,17*7488,06 = 1272,97 тыс. руб

Зо + Здоп = 8761,03 тыс. руб

ГРОЗ

Зпр = 1388,9*6*202,6*10 = 16883,47 тыс. руб

D = 0,6*16883,47 = 10130,08 тыс. руб

Зо = 16883,47 + 10130,08 = 27013,55 тыс. руб.

Здоп = 0,17*27013,55 = 4592,3 тыс. руб

Зо + Здоп = 31605,85 тыс. руб

МГВМ

Зпр = 1518,1*6*202,6*10 = 18454,02 тыс. руб

D = 0,6*18454,02 = 11072,4 тыс. руб

Зо = 18454,02 + 11072,4 = 29526,42 тыс. руб.

Здоп = 0,17*29526,42 = 5019,5 тыс. руб

Зо + Здоп = 34545,92 тыс. руб

Расчет заработной платы для рабочих сведен в таблице 23.

Таблица 23. Заработная плата производственным рабочим

Профессия

Разряд

сч, руб

Численность

Зпр, тыс.руб.

D, тыс.руб.

Зо, тыс.руб.

Здоп, тыс.руб.

Зо + Здоп, тыс.руб.

МГВМ

VI

1518,1

10

18454,02

11072,4

29526,42

5019,5

34545,92

ГРОЗ

V

1388,9

10

16883,47

10130,08

27013,55

4592,3

31605,85

Электрослесарь

IV

1259,7

3

4680,04

2808,02

7488,06

1272,97

8761,03

Крепильщик

III

1090,12

2

2700,02

1620,01

4320,03

734,4

5054,43

Итого:


68348,06

11619,17

79967,23


Отчисления на социальное и медицинское страхование

Осоц = 0,35* 79967,23 = 27988,5 тыс. руб

Расчет заработной платы для инженерно-технических рабочих

Расчет фонда за работной платы для ИТР производим исходя из среднемесячного оклада.

Среднемесячный оклад О , тыс. руб:


где О1 - среднемесячный оклад I разряда, тыс. руб. ;

NИТР - число ИТР.

Доплаты для ИТР Д , тыс. руб составят 27%:

Общий фонд заработной платы Фок , тыс. руб:




Годовой фонд заработной платы Фгод , тыс. руб:




Результаты вычислений сводим в таблице 24.

Таблица 24. Заработная плата ИТР

Должность

Разряд

Числен- ность

О, тыс.руб

Д, тыс.руб

Фок , тыс.руб

 Фгод, тыс.руб

Начальник участка

XIII

1

293.6

79.3

372.9

4474.8

Зам. начальника участка

XII

1

274.2

74

348.2

4178.4

Электромеханик

X

1

239.3

64.6

303.9

3646,8

Механик

X

1

239.3

64.6

303.9

3646,8

Горный мастер

X

4

957.2

258.4

1215,6

14587,2

Итого: 21880,8


7.4.5 Отчисления на социальное и медицинское страхование

Размер отчислений по данной статье принимаем в размере 35% от годового фонда заработной платы производственных рабочих, т.е.

Осоц = åФгод × 0,35 = 21880.8 × 0,35 = 7658,3 тыс. руб.

7.4.6 Амортизация основных фондов

В этой статье учитываются амортизационные отчисления на полное восстановление по основным производственным фондам (здания, сооружения, рабочие машины и оборудование и т.д.). Расчет ведется исходя из общей стоимости объектов основных производственных фондов и потонных ставок.

Потонная ставка по затратам на строительство будет равна сумме потонных ставок на строительство, см. п. 7.3.3 таблица 19:

Пс=2,63+0,78+0,96+1,08+0,71+0,77+0,14+0,24+0,12+4,66+0,05+0,01 = 12,15 руб/т

Годовая сумма амортизационных отчислений на строительство по специальным фондам составит:

Агод = Пс × Qгод = 12,15∙462195 = 5615,7 тыс. руб.

Потонная ставка по затратам на горно-капитальные и горно-подготовительные работы будет равна сумме потонных ставок на горно-капитальные и горно-подготовительные работы.

Группа объектов основных фондов

Группа фондов

Потонная ставка,  руб/т

1

2

3

Ствол №1, №2

1

75,46

Ствол №3, №4

1


Главные штреки

2

923

Панельные штреки

3

1215


Пс = 75,46 + 923 + 1215 = 2213,46 руб/т

Годовая сумма амортизационных отчислений на горно-капитальные и горно-подготовительные работы:

Агод = Пс × Qгод = 2213,46 × 462,195= 1023050,15 тыс. руб.

Годовая сумма амортизационных отчислений на горно-капитальные, горно-подготовительные работы и затраты на строительство:

åАгод = åАгодi = 5615,7+1023050,15 = 1028665,85 тыс. руб.

Годовая сумма амортизационных отчислений на оборудование для общешахтного оборудования будет равна произведению общей стоимости на потонную ставку; амортизация оборудования в лаве рассчитывается по норме амортизации.

Амортизационные отчисления на оборудование приведены в таблице 27.

Таблица 27. Амортизационные отчисления на оборудование

Наименование оборудования

Количество, шт

Общая стоимость, тыс.руб.

Потонная ставка Пс , тыс. руб.

Норма амортизации На %

Годовая сумма амортизационных отчислений, тыс.руб

1

2

3

4

5

6

Комбайн Электра-700СЕЛ

1

201188,192

-

22,0

446637,4

Забойная крепь БС 2.1ПМ    

87

2323424,208

-

20,0

464684,84

Механическая крепь сопряжения Фазос-1523/36Пп

8

889414,4

-

20,0

177882,88

Скребковый конвейер E-74(DBT)

1

1527317,904

-

22,2

339064,57

Скребковый конвейер «Вальбот» РЗСп

2

1018211,936

-

22,2

226043,04

Холодильная установка HA-dK7/BS/3YAC

1

2011880,192

-

20

402376,03

Насосная станция

2

2323424,208

-

20

464684,84

Закладочный конвейер СПШ-1-228 «Универсал»

2

889414,4

-

12,5

111176,8

Установка механической закладки УМЗ

4

12731,4

-

12,5

1591,425

Итого:

2634141,825

7.4.7 Ремонтный фонд

Затраты на капитальный ремонт основного технологического оборудования, горно-капитальных, горно-подготовительных сооружений, а так же зданий составляют 25% от годовой суммы амортизационных отчислений. Затраты на текущий ремонт и обслуживание составляют: для основного технологического оборудования - 12% от стоимости и для горно-капитальных, горно-подготовительных сооружений, а так же зданий - 5% от стоимости.

Тогда ремонтный фонд для основного технологического оборудования составит:ъ

З1рем = åАгод × 0,25+КОБ × 0,12 = 2634141,825 × 0,25 + 26070546,18 × 0,12 = =3787001 тыс. руб.

Аналогично, ремонтный фонд на горно-капитальные, горно-подготовительные сооружения, а так же на здания составят:

З2рем = åАгод × 0,25 + (КЗД + КГК) × 0,05 = 2634141,825 × 0,25 + (2246153+

+ 35605840) × 0,05 = 2551135 тыс. руб.

7.4.8 Цеховые расходы

Состоят из:

1.      Основная и дополнительная заработная плата участкового персонала

Фгод = 21880,8 тыс. руб

2.      Отчисления на социальное и медицинское страхование

О = 21880,8*0,35 = 7658,3 тыс. руб

3.      Расходы по охране труда, технике безопасности, износу маломощного инструмента и прочее:

Принимаем в размере 5 базовых величин

Отб = 5* = 5*25500 = 127500 руб

4.      Прочие цеховые расходы принимаем в размере 10% от суммы всех предыдущих

Опр = (21880,8 + 7658,3 + 127,5) * 0,1 = 2966,66 тыс. руб

З общ = 21880,8 + 7658,3 + 2966,66 = 32505,76 тыс. руб

7.4.9 Налоги, относимые на себестоимость

Величину налоговых выплат, относимых на себестоимость продукции, укрупнено принимаем в размере 20% от фонда заработной платы:

Но.с. = (Зраб + Зц) × 0,20 = (79967,23 + 21880,8) × 0,20 = 20369,61 тыс. руб.

7.4.10 Калькуляция себестоимости продукции

Калькуляция себестоимости калийной руды 1 т товарной продукции

Продукция - калийная руда

Годовой объем производства - 462 195 т

Результаты расчетов себестоимости годового объема выпуска продукции сводим в таблице 28.

Таблица 28. Калькуляция себестоимости продукции

№  пп

 Наименование статей   расходов

Общая сумма затрат, тыс. руб

Себестоимость единицы продукции, руб/т

Структура себестоимости, %

1

2

3

4

5

Электроэнергия на технологические цели

1034477

2240

8,96

Электроэнергия на проветривание

310343,1

670

2,68

2

Материалы

46764,5

100

0,4

3

Основная заработная плата производственных рабочих

68348,06

148

0,59

4

Дополнительная заработная плата производственных рабочих

11619,17

25

0,1

5

 Отчисления на социальное и медицинское страхование

27988,5

60

0,24

6

Амортизация основных фондов:  а) технологическое оборудование  б) горно-капитальные, горно-подготовительные работы и затраты на строительство

 2634141,825   1028665,85

 5699   2226

 22,8   8,91

7

Ремонтный фонд основного технологического оборудования

3787001

8193

32,78

1

2

3

4

5

8

Ремонт и содержание горно-капитальных, горно- подготовительных сооружений а так же зданий

2551135

5520

22,08

9

Цеховые расходы

32505,76

70

0,28

10

Налоги, включаемые в себестоимость

20369,61

44

0,18

Итого: 11553359,38 24995 100

7.5 Расчет и обоснование цены

Определяем годовой объем выпуска продукции в условных отпускных ценах по формулам:

. Налог на недвижимость Ннед , тыс. руб.;

= 0.01*0.7*46 245 361. 04 = 323 717. 5

2. Чистая прибыль Пч , тыс. руб.;

= 0.25*11 553 359. 38 = 2 888 339. 8

2. Прибыль налогооблагаемая Пн , тыс. руб.;

= 2 888 339. 8 / (1 - 0.15) = 3 398 046. 9

. Налог на прибыль Нпр , тыс. руб.;

= 3 398 046. 9*0.15 = 509 707

5. Прибыль балансовая Пб , тыс. руб.;

= 2 888 339. 8 + 323 717. 5 + 509 707 = 3 721 764. 3

5. Объем выпуска продукции в условных оптовых ценах (товарный объем) ТП , тыс. руб.;

= 11 553 359. 38 + 3 721 764. 3 = 15 275 123. 7

Условная отпускная цена на единицу продукции Ц , руб/т.;

15 275 123. 7 / 462 195 = 33. 05

где Фопф - основные производственные фонды, тыс. руб.;

hнед - ставка налога на недвижимость, % (hнед = 1 %);

И - величина инвестиций, тыс. руб.;

Р - рентабельность предприятия, % (Р = 12 %);

hпр - ставка налога на прибыль, % (hпр = 15%);

Сц - цеховая себестоимость, тыс. руб.;

Qгод - объем производства в натуральном выражении, тыс. т .

Фопф = Ко = 46 245 361, 04 тыс. руб.

Полученная цена считается условной, т.к. на самом деле руда не поставляется для продажи в сыром виде, а идет на обогащение далее по технологической цепочке.

Результаты вычислений сводим в таблицу 29.

Таблица 29. Цена выпуска единицы продукции

№ п.п.

Показатель

Величина

1

2

3

1

Налог на недвижимость, тыс. руб.

323 717. 5

2

Чистая прибыль, тыс. руб.

2 888 339. 8

3

Прибыль налогооблагаемая, тыс. руб.

3 398 046. 9

4

Налог на прибыль, тыс. руб.

509 707

5

Прибыль балансовая, тыс. руб.

3 721 764. 3

6

Объем выпуска продукции в условных оптовых ценах (товарный объем), тыс. руб.

15 275 123. 7

7

Условная отпускная цена на единицу продукции, тыс. руб/т

33. 05

7.6 Определение точки безубыточности

График достижения безубыточности представляет собой схему, показывающую влияние объемов производства, продажной цены и себестоимости продукции.

С помощью этого графика находится “точка безубыточности”.

“Точка безубыточности” - это такой объем производства при котором прибыль равна 0 или затраты на производство равны стоимости продаж (выручке).

Для нахождения “точки безубыточности” необходимо издержки производства разделить на условно-постоянные и условно-переменные.

В нашем случае условно-переменными будут лишь цеховые расходы. Остальные издержки считаем условно-постоянными.

Себестоимость продукции С, тыс. руб.

С = F + V × Q

Выручка В, тыс. руб.:

В = Ц × Q

где V - условно-переменные издержки производства на единицу продукции, руб/т ;

F - условно-постоянные издержки производства на весь объем производимой продукции, тыс. руб.;

Ц = 33050 руб - цена единицы продукции, руб.;

В = 33,05*462,195 = 15 275 544. 8 тыс руб

F = 310343.1 + 1028665.85 + 32505.76 + 20369.61 = 1 391 884. 32 тыс руб

V = (11 553 359. 38 - 1 391 884 .32) / 462 195 = 21 985 руб/т

С = 1 391 884, 32 + 21 985*x

X = F / (Ц - V)

Прибыль:

П = Х*(Ц - V) - F

П = Х*(33 050 - 21 985) - 1 391 884. 32

При точке безубыточности П = 0

Х = 1 391 884, 32 / 11 065 = 125 790 т

.7 Основные технико-экономические показатели проекта

Расчет технико-экономических показателей приведен в таблице 30.

 

Таблица 30. Технико-экономические показатели

№ п.п.

Показатели

Величина

1

Товарная продукция:  в натуральном выражении, тыс. т  в стоимостном выражении, тыс. руб.

 462 15 275 544. 7

2

Стоимость производственных фондов, тыс. руб.:  а) основные производственные фонды  б) нормируемые оборотные средства

 32 371 752, 7  1 164 313, 53

3

Уровень рентабельности, тыс. руб.:  а) товарной продукции  б) инвестиций по балансовой прибыли  в) инвестиций по чистой прибыли

 32.2%  10.1% 7.8%

4

Банковский процент, %

12

5

Производительность труда, тыс. руб/чел

462 895. 3

6

Капитальные вложения, тыс руб

46245361,04

7

Себестоимость 1 т, руб

24 995

8

Условная отпускная цена, руб

33 050

9

Налоги в себестоимости, тыс. руб

20 369,61

10

Чистая прибыль, тыс. руб

2 888 339. 8

11

Фондоотдача, руб/руб

0, 33

12

Период окупаемости

7.1

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Для поддержания на прежнем уровне и увеличения объёмов добычи минерального сырья необходимо постоянно увеличивать объём вовлекаемых в разработку запасов.

Поэтому данный проект предусматривает поддержания мощности 1 РУ за счёт отработки первого калийного горизонта.

Проектом предусмотрено применение столбовой системы разработки.

Отработка 3,4,5 сильвинитовых слоёв будет осуществляться гидромеханизированным комплексом, в состав которого входят крепь механизированная БС 2.1П, комбайн «Електра-700-СЕЛ», забойный конвейер СПЗ-1-228, крепь сопряжения «Фазос-23/36 ПП» и различные вспомогательные системы (система охлаждения, система пылеподавления и др.).

Планируемый годовой объём добычи составляет 462,2 тыс. тонн руды.

Качество добываемой руды составляет KCL - 27,54%, НО - 14,85%.

Отдельным разделом в проекте рассмотрен выбор параметров системы разработки с учётом безопасной подработки ВЗТ.

Также в данном проекте имеются разделы по безопасному ведению горных работ и охране труда.

В разделе «Экономическая часть» определены размеры капитальных затрат на промышленное строительство (46 245 361,04 тыс. руб.), численность промышленно-производственного персонала (33 человека), определена себестоимость одной тонны добываемой руды (24995 руб.), а так же определены основные технико-экономические показатели проекта. Цена единицы продукции составляет 33050 руб.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1.       Нормативные и методические документы по ведению горных работ на Старобинском месторождении калийных солей. Солигорск - Мн., 1995.

2.      ГОСТ 12.0.003-74. ССБТ. Опасные и вредные производственные факторы. Классификация.

.        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 12.4.005-85. ССБТ. Средства индивидуальной защиты органов дыхания.

.        Правила безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений РБ. Мн., 1994.

.        Ушаков К.З. и др. Охрана труда. М., Недра, 1986.

.        ГОСТ 12.1.003-83. ССБТ. Шум. Общие требования безопасности.

.        ГОСТ 12.1.012-90. ССБТ. Вибрационная безопасность. Общие требования безопасности.

10.    ГОСТ 12.2.003-91. ССБТ. Оборудование производственное. Общие требования.

11.    Правила устройства электроустановок. М.: Энергоатомиздат, 1986.

.        Правила технической эксплуатации электроустановок потребителей,

правила техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей, М.: Энергоатомиздат, 1986.

.        ГОСТ 12.1.009-76. ССБТ. Электробезопасность.

14.    ГОСТ 12.1.010-76. ССБТ. Взрывобезопасность.

.        ГОСТ 12.1.004-91. ССБТ. Пожарная безопасность. Общие требования.

.        СНиП II-89-90. Генеральные планы промышленных предприятий. Нормы проектирования.

.        НПБ 5-2000. Нормы пожарной безопасности. Категорирование помещений по взрывной и пожарной опасности.

.        СНБ 2.02.02-01. Эвакуация людей из зданий при пожаре.

.        СНБ 2.02.01-98. Пожарно-техническая классификация зданий, строительных конструкций и материалов.

.        СН РБ «Вибрация производственная локальная. Предельно допустимые уровни.» № 9-90-98 от 16 декабря 1998 г.

.        СН РБ «Вибрация производственная общая. Предельно допустимые уровни.» № 9-89-98 от 16 декабря 1998 г.

.        СН РБ «Шум на рабочих местах. Предельно допустимые уровни.» № 9-86-98 от 16 декабря 1998 г.

.        СанПиН 2.2.4 /2.1.8.10 - 32 - 2002. Шум на рабочих местах.

.        СанПиН 2.2.4 /2.1.8.10 - 33 - 2002. Производственная вибрация.

.        СНБ 2.02.01 - 98. СТБ 11.0.02 - 95 ССПБ. Пожарная безопасность. Общие требования и определения.


Не нашли материал для своей работы?
Поможем написать уникальную работу
Без плагиата!