Технологическая схема ведения очистных работ на Гремячинском калийном месторождении

PAGE \* MERGEFORMAT2

Содержание.

[0.0.1] 8.1. Расчет производительности добычных комплексов.

[0.0.2] 9.1. Способы охраны и крепления подготовительных и очистных выработок.

ВВЕДЕНИЕ

В Дипломном проекте представлен выбор вариантов и обоснование параметров средств механизации и рациональной технологической схемы ведения очистных работ на Гремячинском калийном месторождении.

Балансовые запасы калийной руды Гремячинского месторождения оценены по категориям В+С1 – 387,264 млн. тонн и по категории С2 в количестве 759,384 млн. тонн. Площадь лицензионного участка шахтной разработки составляет ~ 96,9 км2 . Глубина залегания рабочего пласта 1030-1300м.

Годовая производительность рудника с учетом качества руды в рабочем пласте составит около 7 млн.тонн.

Технические решения дипломного проекта при эксплуатации рудника предусматривают:

Вскрытие рудного тела месторождения вертикальными шахтными стволами.

Сооружение выработок околоствольного двора (на отм.-1083м и отм.-1114м) и обустройство их стационарным оборудованием.

Сооружение подземного комплекса загрузки скипового ствола в составе: подземного бункера с восстающими ходками, камеры питателей и конвейерного ходка, выработки чистки зумпфа.

Проходка одного главного северного направления и обустройство его стационарным оборудованием (максимальная длина направления на период освоения проектной мощности – 3,55 км).

Сооружение подземных складов №1и №2 для временного складирования руды.

Подготовка панелей с организацией подготовительных и очистных работ;

Складирование отходов фабрики на солеотвал и в выработанное пространство рудника.

На руднике все виды работ выполняются в подземных, стесненных условиях горных выработок с постоянно меняющимся рабочим местом, требующего искусственного проветривания, освещения и крепления.

Общие сведения о шахтном поле и районе его расположения

Гремячинское месторождение калийных солей расположено в пределах Котельниковского района Волгоградской области, в 150 км к юго-западу от г. Волгограда и в 20 км к северо-востоку от районного центра г. Котельниково (рис. 1.1.1).

Месторождение расположено в северной части Ергенинской возвышенности, на левобережье р. Дон (район Цимлянского водохранилища), в междуречье ее левых притоков Аксай Есауловский и Аксай Курмоярский.

Лицензионный участок для проведения геологоразведочных работ расположен в пределах номенклатурного листа L-38-3-Г. Географические координаты угловых точек находятся в диапазоне 47°41’ - 47°49’ с.ш., 43°18’ - 43°27’ в.д. Площадь участка состляет 96,9 км2, в том числе в контуре ранее проведенных поисковых работ - 33,6 км2. Предельные размеры участка составляют по широте 11,3 км, по долготе – 14,9 км.

Район месторождения приурочен к западному склону Ергенинской возвышенности, располагаясь в междуречье левых притоков р. Дон – рек Аксай Есауловский (на севере) и Аксай Курмоярский (на юге). Рельеф в пределах месторождения представляет собой денудационную слабо всхолмленную равнину, относительно слаборасчлененную балками и оврагами (балки Яблочная, Масловская, Федорова, Куприяшкина, Осиновая и др.).

Наибольшие абсолютные высоты, достигающие 135-140 м, приурочены к водораздельному плато. Максимальная отметка земной поверхности (142,8 м) находится в 2 км восточнее ст. Гремячая. Минимальные отметки приурочены к тальвегам балок и составляют 75-90 м. Общий перепад высот составляет около 55 м. Более расчлененными являются восточная и южная части лицензионного участка, относящиеся к бассейну р. Аксай-Курмоярский. Северная и западная его части, дренируемые балками, непосредственно впадающими в Цимлянское водохранилище (Федорова, Яблочная), характеризуются несколько меньшей расчлененностью рельефа.

Склоны водоразделов преимущественно пологие, в нижних частях имеются крутые участки, расчлененные короткими балками и оврагами. Встречаются также лощины и понижения просадочного типа.

Степные реки Аксай Есауловский и Аксай Курмоярский имеют хорошо разработанные долины субширотного направления, с меандрирующими руслами, на отдельных участках подмывающими берега. Поверхностный водоток с максимальным расходом до 125 м3/час наблюдается только весной и в начале лета. Летом реки мелеют, все лето водадержится только в глубоких плесах. В это время существует подрусловой поток, питающийся за счет подземных вод и инфильтрации атмосферных осадков.

Река Аксай Курмоярский протекает в 1-2 км к югу и юго-востоку от границ месторождения. Непосредственно на территории лицензионного участка гидросеть представлена отдельными временными водотоками, в которых вода наблюдается весной и осенью (балка Куприяшкина). В некоторых балках созданы пруды протяженностью до 1 км и площадью до 0,15 км2.

Климатические условия района имеют черты явно выраженного континентального

режима: холодная малоснежная зима, жаркое засушливое лето, малое количество атмосферных осадков, резкие колебания суточных температур, частые и сильные ветры. Несколько смягчает климат близость крупного Цимлянского водохранилища. Средняя годовая температура воздуха составляет +7°С (от +6 до +9°С). Наиболее высокая температура отмечается в июле (в среднем +24°С, максимальная +44°С), самая низкая приходится на январь (в среднем -8°С, минимальная -38°С). Продолжительность периода с положительными температурами составляет 180-220 дней. Первые заморозки отмечаются в первой – второй декадах октября.

Среднегодовое количество осадков составляет 300-420 мм. Максимальная обильность осадков отмечается в июне - июле (более 40 мм в месяц), минимальная – в феврале и сентябре (менее 25 мм). В летние месяцы отмечается наименьшая влажность воздуха, поскольку осадки выпадают в основном в виде кратковременных ливней, воды которых быстро скатываются в долины, не проникая глубоко в почву. В зимнее время осадки выпадают в основном в виде снега. В большинстве случаев снеговой покров удерживается. Численность населения Котельниковского района на начало 2005 г. составляла около 38 тыс. человек (в том числе в г. Котельниково - 19,7 тыс. человек), в различных отраслях экономики занято 16,5 тыс. человек. Населенные пункты располагаются пре- имущественно по долинам рек и балок, по берегам Цимлянского водохранилища и вдоль железнодорожной магистрали Краснодар - Волгоград. Наиболее крупный населенный пункт – районный центр Котельниково расположен в 20 км юго-западнее месторождения. Непосредственно на площади месторождения находится железнодорожная станция Гремячая. Ближайшие населенные пункты – Нижние Черни и Пимено-Черни – расположены на р. Аксай Курмоярский в 1-2 км к юго-востоку от границы лицензионного участка.

Транспортные условия района и месторождения – благоприятные. Город Котельниково и станция Гремячая связаны с городом Волгоградом железной и автомобильной дорогами, которые пересекают месторождение с юго-запада на северо-восток. Автомобильная дорога имеет повсеместное асфальтовое покрытие и пригодна для движения в любое время года. Южная часть участка пересечена асфальтированной автодорогой местного значения, связывающей ст. Гремячая с н.п. Пимено-Черни. Вся территория лицензионного участка покрыта густой сетью грунтовых дорог, пригодных для передвижения автотранспорта в сухое время года. Восточная часть участка пересекается линиями нефтепровода и газопровода.

В 21 км к западу от участка находится Цимлянское водохранилище, являющееся звеном водного пути Ростов - Волгоград - Москва. Ближайшая пристань Красноярская расположена в 28 км к северо-западу от месторождения, расстояние до нее по автомобильной дороге составляет около 60 км.

Основу экономики Котельниковского района составляет сельское хозяйство. Площадь сельхозугодий составляет 273 тыс. га, из них на пашни приходится 192 тыс. га, на пастбища – 81 тыс. га. В сельском хозяйстве в настоящее время используется и территория месторождения. Большая часть площади лицензионного участка занята пашнями, остальная – пастбищами, полосами отчуждения дорог, защитными лесополосами, селитебными территориями, землями Гослесфонда и акваториями искусственных водоемов.

Местная промышленность сосредоточена в г. Котельниково и представлена заводом сельхозоборудования и небольшими предприятиями пищевого профиля.

Хозяйственно-питьевое водоснабжение района базируется на эксплуатации вод неогенового (ергенинского) водоносного горизонта, меньшее значение имеют воды сеноманского горизонта. Для водоснабжения ряда мелких населенных пунктов и ферм используются воды четвертичных отложений.

Снабжение будущего комбината технической водой может осуществляться путем использования подземных вод, либо воды Цимлянского водохранилища.

Горно – геологическая характеристика месторождения.

В геологическом строении Гремячинского месторождения принимают участие разновозрастные геологические образования кристаллического фундамента и осадочного чехла.

В пределах территории исследований разведочными скважинами осадочный чехол не был пройден на всю мощность. Косвенными методами (по данным геофизических исследований) кристаллический фундамент в пределах южного склона Приволжской моноклинали залегает на глубинах от 4000 до 6000 м, погружаясь в юго-восточном направлении. Породы фундамента, вскрытые в скважине 64 (Нижне-Царицынской, расположенной севернее Гремячинского месторождения), сложены гнейсами и диоритами. Девонские отложения в пределах участка исследований отсутствуют. На размытой поверхности фундамента залегает мощная толща карбона (более 2000 м), представленная тремя отделами.

Непосредственно на Гремячинском месторождении (лицензионный участок) буровыми скважинами, вскрыты отложения верхнего отдела карбона, перми, триаса, мела, палеогена, неогена и квартера, залегание которых в разрезе показано в стратиграфической колонке.

Надсолевой комплекс пород наиболее подробно изучен по керну скважины № 13 с применением петрографических, минералогических, рентгено-структурных, электронно-микроскопических методов, исследованием магнитной восприимчивости пород по образцам.

Галогенные породы наиболее подробно исследованы в скважинах 10 и 13 минералого-петрографическим методом. Кроме того, по всем разведочными скважинам проведено изучение разреза галогенной толщи по данным геологической документации, ГИС и опробования.

Сильвинитовая залежь в границах лицензионного участка развита на глубинах от 1000 до 1300 м с увеличением в северо-восточном направлении.

В геотектоническом отношении район Гремячинского месторождения приурочен к зоне сочленения Восточно-Европейской платформы и северной краевой зоны Средиземноморского геосинклинального пояса, завершившей геосинклинальное развитие в конце палеозоя в результате заальской фазы герцинской складчатости. Это район сочленения трех крупных тектонических элементов: Воронежской антеклизы и Прикаспийской впадины в пределах платформы с докембрийским фундаментом и кряжа Карпинского с палеозойским основанием. Часть юго-восточного склона Воронежской антеклизы, примыкающей к бортовому уступу Прикаспийской впадины, выделяется под названием Приволжской моноклинали, к южному окончанию которой приурочено Гремячинское месторождение.

Приволжская моноклиналь протягивается вдоль борта Прикаспийской впадины с юго-запада на северо-восток на расстояние около 500 км от кряжа Карпинского до Жигулевско-Пугачевского свода. Кристаллический фундамент в ее пределах опущен на глубину более 4000 м, погружаясь в восточном направлении за счет возрастания мощности отложений палеозоя и раннего мезозоя. Строение моноклинали осложнено несколькими тектоническими структурами, простирающимися параллельно бортовому уступуСочленение Приволжской моноклинали с кряжем Карпинского фиксируется системой высокоамплитудных разрывных нарушений северо-западного простирания, основными из которых являются Главный надвиг и ближайший к месторождению Северо-Котельниковский (Северо-Донецкий) разлом. Полоса шириной 20-25 км, примыкающая с северо-востока к Северо-Котельниковскому разлому, выделяется под названием Преднадвиговая зона (рис. 2.4). Между Главным и Северо-Котельниковским надвигами выделяется межнадвиговая зона.

Главный и Северо-Котельниковский разломы сложнопостроены, имеют амплитуду 1000 метров и более и представляют собой сбросы южного падения по глубоким отложениям (от докембрийского фундамента до нижнекаменноугольных отложений), а по вышележащим (верхний карбон-триас) – надвиги.

Итак, фанерозойские отложения района Гремячинского месторождения относятся к структурному этажу, соответствующему осадочному чехлу докембрийской Восточно-Европейской платформы. Вместе с тем, палеозойско-триасовые и позднемезозойско-кайнозойские отложения можно рассматривать в определенной степени в виде самостоятельных структурных комплексов, что обусловлено характером тектонического развития сопредельных территорий.

Таким образом, Гремячинское месторождение находится в преднадвиговой зоне Приволжской моноклинали, в которой выделяется два структурных яруса. Верхний включает в себя толщу от нижнемеловых до кайнозойских отложений, нижний – каменноугольные и пермо-триасовые осадки.

По гидродинамическим условиям в разрезе Гремячинского месторождения можно выделить две зоны – активного и замедленного водообмена. Зона активного водообмена распространяется до глубины 535 м и включает водоносные горизонты, приуроченные к четвертичным, неогеновым, палеогеновым и меловым отложениям. Зона замедленного водообмена изучена в интервале глубин 535-1300 м и включает слабоводоносные комплексы, приуроченные к триасовым, татарским и артинским отложениям. Соленосная толща кунгурских отложений, к которой приурочен промышленный калийный горизонт подземных вод, не содержит и является абсолютным водоупором.

В пределах месторождения область питания водоносных горизонтов зоны активного водообмена приурочена к водораздельным участкам, где наблюдается нисходящая фильтрация и перетекание подземных вод, а также отмечается постепенное увеличение глубины залегания уровней и пьезометрических напоров более глубоко залегающих водоносных горизонтов. Разгрузка водоносных горизонтов осуществляется на пониженных участках: в долинах рек, в тальвегах балок и оврагов. Водоносные горизонты зоны активного водообмена имеют хорошие фильтрационные характеристики и достаточно водообильны.

Слабоводоносные комплексы триасовых, татарских и артинских отложений, представлены маломощными прослоями обводненных песчаников, известняков, мергелей, доломитов и ангидритов, заключенных в мощной толще водонепроницаемых пород. Фильтрационные параметры этих прослоев крайне низкие, а водообильность очень невысокая.

В распределении напоров слабоводоносных комплексов никаких закономерностей не установлено, что может быть объяснено воздействием геотектонических факторов. Вместе с тем гидрогеологические условия слабоводоносного татарского комплекса могут оказать существенное влияние на шахтную добычу калийных руд, в первую очередь, на степень их извлечения. В случае наличия обводненных прослоев горных пород в нижней части разреза татарских отложений степень извлечения калийных руд будет невысокой, так как в водозащитную толщу будут включены только соленосные отложения кунгурского яруса. В случае отсутствия обводненных прослоев горных пород в нижней части разреза татарских отложений последние могут быть включены (после выполнения специальных исследований) в водозащитную толщу, что приведет к увеличению ее мощности и, как результат, к увеличению степени извлечения калийных руд из недр.

Подземные воды зоны активного водообмена пресные и слабосолоноватые с минерализацией до 3,9 г/дм3 – хлоридные, сульфатные, натриевые и кальциевые. Подземные воды зоны замедленного водообмена – это крепкие рассолы с минерализацией до 370 г/дм3 – хлоридные, натриевые, магниевые. Они являются сильноагрессивными к бетонам марки W4, W6 и W8 по следующим факторам: суммарному содержанию хлоридов, сульфатов, нитратов и других солей при наличии испаряющих поверхностей; по содержанию магнезиальных солей в пересчете на ион Mg2+; по содержанию сульфатов (по иону SO42-). Кроме того, данные рассолы являются сильноагрессивными по содержанию хлоридов при воздействии на арматуру железобетонных конструкций при периодическом смачивании Изучение гидрогеологических условий разработки Гремячинского месторождения определяется необходимостью обеспечения: безопасной проходки шахтных стволов по условиям поступления в шахту подземных вод; безопасной отработки пластов калийных руд по условию водозащиты; защиты подземных вод от загрязнения поверхностными источниками – солеотвалами, шламохранилищами и т. д.

Максимальную опасность при проходке шахтных стволов представляют ергенин- ский, палеогеновый и сеноманский водоносные горизонты, возможные водопритоки из которых в шахту соответственно могут составить 517-523, 1574-1689 и 3210-3465 м3/час. Проходка шахтных стволов в интервалах залегания ергенинского, палеогенового и сеноманского водоносных горизонтов, последний из которых залегает на глубине 535 м, должна осуществляться специальными способами – вероятнее всего с помощью искусственного замораживания горных пород.

Безопасная отработка пластов калийных руд обеспечивается водозащитной толщей, в состав которой в настоящий момент включены только соленосные отложения кунгурского яруса верхней перми. Мощность водозащитной толщи изменяется от 60 до 325 м, возрастая в северо-восточном направлении. В дальнейшем мощность водозащитной толщи может быть увеличена за счет доломит-ангидритовых отложений кунгурского яруса и глинисто-аргиллитовых отложений нижней части татарского яруса верхней перми. Для решения этого вопроса при проведении второго этапа геологоразведочных работ необходимо выполнить комплекс специальных исследований по изучению гидрогеологических условий несоляных доломит-ангидритовых пород кунгурского яруса и глинисто-аргиллитовых пород нижней части татарского яруса верхней перми.

Защита подземных вод от загрязнения на участках расположения наиболее опасных объектов (солеотвалы, шламохранилища) обеспечивается, во-первых, традиционными методами – организацией непроницаемых экранов в ложе шламохранилищ и основании солеотвалов и, во-вторых, расположением наиболее опасных объектов за пределами зоны ведения очистных работ, на участке с забалансовыми запасами, где не будет происходить сдвижение земной поверхности.

Начиная с глубины 768,6 м и до кровли соленосных отложений (глубина 888,8 м), более выдержан, как по строению и составу пород, так и по мощности породных слоев. На этом участке следует выделить два достаточно прочных слоя песчаников мощностью 4,4 и 3,4 м с высокими прочностными свойствами: сж 27,37-27,45 МПа, р 0,34-1,78 МПа, изг 1,637-1,922 МПа. Прочностные свойства аргиллитов изменяются в пределах от 12,18 МПа до 18,07 МПа при сжатии, от 0,639 МПа до 1,16 МПа при растяжении и в пределах от 0,416 до 4,5 МПа при изгибе (аргиллит окремненный). Породные слои, представленные переслаиванием аргиллитов и песчаников, в зависимости от типа песчаника и его доли в породе имеют прочностные свойства, близкие к свойствам пород их составляющих (сж 11,8-26,46 МПа, р 0,639-0,57 МПа, изг 0,416-0,912 МПа). Следует отметить также достаточно высокие значения влажности (8,93%) и пористости (22,96%) в слое песчаника на глубинах от 808,6 м до 812,0 м, т.е. на расстоянии 76 м от кровли соленосной толщи.

Соленосная толща на исследуемом участке состоит из 8 слоев соли каменной с включениями глинистых или ангидритовых пород, трех галит-ангидритовых слоев, четырех ангидрит-галитовых слоев, трех доломит-ангидритовых слоев, одного ангидрит-доломитового слоя и трех достаточно мощных (от 7,5 м до 9,2 м) доломитов. Общая мощность соленосной толщи составляет 291,2 м, из них на соляных породы приходится 214,7 м (74%). Наиболее мощный слой соли каменной (100,5 м) расположен практически в центральной части соленосной толщи. В подошве этого слоя расположены три слоя доломитовых пород, разделенных слоем соли каменной мощностью 1,0 м и слоем ангидрит-галитовых пород, мощностью 4,0 м.

В породах соленосной толщи прочностные свойства соляных пород изменяются в зависимости от типа пород, входящих в их состав в виде включений, и от количества включений. Пределы прочности соляных пород в верхней части соленосной толщи изменяется в пределах: от 5,56 МПа до 18,76 МПа на сжатие, от 0,09 МПа до 0,36 МПа на растяжение и от 1,04 МПа до 2,905 МПа на изгиб. В зависимости от содержания глинистых пород изменяется и процентное соотношение влаги (от 0,03% до 5,83%). Прочностные свойства мощного соляного слоя в центральной части пород соленосной толщи составляют: предел прочности на одноосное сжатие – 21,63-23,62 МПа, на растяжение – 0,34-0,53 МПа, на изгиб – 2,18-4,59 МПа.

Наиболее прочной из всего состава соляной толщи является каменная соль в ее нижней части, общей мощностью 10,0 м, на глубинах от 1167,0 м до 1157,0 м. Средние значения предела прочности каменной соли на этом участке составляют 41,44 МПа, на изгиб – 3,38 МПа.

Прочностные свойства галит-ангидритовых и ангидрит-галитовых слоев практически одинаковы. Пределы прочности на сжатие составляют от 24,59 МПа до 36,87 МПа, на растяжение от 0,25 до 0,826 МПа, на изгиб в пределах 4,5-4,62 МПа.

Среди пород соленосной толщи наиболее прочными являются ангидритдоломитовые, доломит-ангидритовые и доломитовые породы.

Эти породы имеют высокие значения предела прочности на одноосное сжатие от 54,42 МПа до 142,23 МПа. Значения пределов прочности на растяжение составляют от 1,6 МПа до 2,31 МПа, а на изгиб от 10,26 МПа до 15,97МПа.

На исследуемом участке верхний калийный пласт по составу слагаемых пород разделен на 3 интервала: верхний мощностью 1,4 м, средний мощностью 5,8 м, нижний мощностью 4,2 м. По прочностным свойствам сильвиниты на указанных интервалах различаются весьма незначительно. Средние значения пределов прочности сильвинитов изменяются: на одноосное сжатие от 20,63 МПа до 22,84 МПа, на растяжение от 0,219 МПа до 0,477 МПа, на изгиб от 1,864 МПа до 2,652 МПа. Кроме пород верхнего участка с низкими прочностными свойствами горных пород в слоях, следует выделить еще три слабых участка:

- первый участок приурочен к мощному слою песчаников в интервале глубин от 262,9 м до 304,8 м. Слагающие его породы отличаются обводненностью и слабой связанностью;

- второй участок приурочен к мощному слою песков (40,4 м) в интервале глубин от 493,9 м до 534,3 м;

- третий приурочен к участку породного массива с маломощными, сильно трещиноватыми и раздробленными породами в слоях в интервале глубин 600,3-736,8 м.

При разработке проекта на проходку стволов на указанных в п. 1 участках необходимо предусматривать крепление, предотвращающее возможные вывалы пород из стенок ствола непосредственно в процессе проходки этих участков.

Интервалы глубин ослабленных участков с низкими прочностными свойствами горных пород, определенные по данным геологоразведочной скважины № 13, необходимо уточнить при бурении контрольно-стволовых скважин.

Кровля продуктивного сильвинитового пласта представлена галит- ангидритовыми породами с достаточно высокими прочностными свойствами, исходя из чего на данном этапе исследований, при разработке проектной документации первых этапов проектирования привязку кровли горных выработок можно принимать к кровле сильвинитового пласта. На последующих этапах разведочных работ требуется более детальное изучение пород непосредственной кровли продуктивного пласта.

Налегающие породы на высоту 23,0 м от кровли сильвинитового пласта представлены мощными и достаточно прочными горными породами с пределом прочности на одноосное сжатие от 36,01 МПа в нижней и до 41,44 МПа в верхней частях. Выше этого участка располагаются также мощные и очень крепкие ангидрит-доломитовые, доломитовые породы (породы – мост) со средними значениями пределов прочности на одноосное сжатие от 83,34 МПа до 142,33 МПа.

Указанные выше факторы являются благоприятными по условиям поддержания кровли горных выработок при их эксплуатации. Вместе с тем, на глубинах отработки 1100-1200 м могут иметь место проблемы с поддержанием боковых стенок горных выработок с длительным сроком их службы, пройденных в сильвинитовых породах, что необходимо учитывать при разработке проектной документации.

На данном этапе исследований остались неизученными свойства горных пород, подстилающих верхний сильвинитовый пласт, в связи с чем нет возможности дать оценку по их влиянию на условия сохранения и поддержания выработок в исправном состоянии. Однако следует отметить, что ввиду большой мощности продуктивного пласта технологией отработки, в основном, не предполагается проведение подготовительных и очистных горных выработок в породах, подстилающих калийный пласт.

Подсчет запасов калийной соли в шахтном поле

По состоянию на 01.08.2007 г. (протокол №1504 ГКЗ Роснедра от 23.11.2007 г.) геологические балансовые запасы калийных солей Гремячинского месторождения оцениваются в 387,264 млн.т по категории В+С1 и 759,384 млн.т по категории С2. Площадь лицензионного участка разработки составляет 96,9 кв.км, в том числе 51,27 кв.км – разведанных и утвержденных запасов. Геологическая и горнотехническая характеристика участка разработки приведена в геологической части проекта.

Балансовые запасы шахтного поля:

Zб = SHmy,

где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

H – размер шахтного поля по падению, м;

m – мощность пласта, м;

y – объемная масса калийного пласта, т/ м3.

Zб = 11300149007, 51,03 = 1 146 648 000 т.

Промышленные запасы определяются по формуле:

Znp=Z6- Zn = 1146648000 - 221556691, 5 = 925091308, 5 т,

Потери определяются на основании расчетов частных видов потерь: общешахтных, эксплуатационных и вблизи геологических нарушений, т.е.

Zn = Zo6 + Zгн + Zэксп = 20162250 + 11466480 + 11466480 = 43095210 т,

где Zo6 - общешахтные потери, т;

Zгн - потери,связанные с геологическими нарушениями пластов, т;

Zэксп - эксплуатационные потери, т.

Общешахтные потери слагаются из потерь в барьерных (Z1) и охранных целиках (Z2), т.е.

Zo6 = Z1 + Z2 = 20162250 + 17199720 = 373661970 т.

Ширина барьерных целиков l условно принимается равной 50 м. Охранные целики оставляют для предотвращения разрушений технологического комплекса на поверхности, промышленных зданий и сооружений, а также природных объектов.

Потери в барьерных целиках определяются по формуле:

Z1 = 2 · l · [S + (H - 21)] · m · y= 2 · 50 · [11300+(14900 - 2*50)] · 7, 5 · 1,03=20162250 т

Потери в охранных целиках при пологих пластах составляют 1- 2%:

Z2=(0,01 - 0,02) Z6= 0,01 · 1146648000=11466480 т.

Величина потерь в целиках вблизи геологических нарушений в среднем равна 1 – 1, 5 % от балансовых запасов, т.е

Zгн = 0,01· Z6 =0,01 · 1146648000=11466480 т.

Таким образом, величина общешахтных потерь и потерь в целиках около геологических нарушений:

Z'o6 = Z1 + Z2 + Zгн = 20162250 + 11466480 + 11466480 = 43095210 т.

Эксплуатационные потери Zэксп включают потери по площади - в целиках у горных выработок, по мощности - в кровле и почве пласта, а также потери в забоях и при транспортировании:

Zэксп= ( Zб + Zоб)Кэп ,т

где Кэп – коэффициент эксплуатационных потерь; принимаем для мощных пологих пластов – 0,15

Zэксп= (1146648000+ 43095210) 0,15= 178461481,5 т.

Суммарные потери угля в шахтном поле:

Zn=Zo6+ Zэксп =43095210+178461481,5= 221556691,5 т.

Промышленные запасы шахтного поля:

Znp =Z6 - Zn =1146648000 - 221556691,5= 925091308,5 т.

По итоговым данным определяется коэффициент извлечения запасов угля из недр:

Сизвл = Znp/Z6 · 100% = 925091308,5/114664800 100% = 0,81 = 81%

Прогнозируемый срок обеспеченности запасами рудника определяется в зависимости от общих балансовых (геологических) запасов руды и годовой проектной мощности:

Тр = З х Кб / ( А х (1 – Кр)),

(2.1)

где З – балансовые запасы, 1146,648 млн. тонн;

Кб – планируемый коэффициент извлечения балансовых запасов из недр, 0,35;

Кр – планируемый коэффициент разубоживания руды, 0,025.

Таким образом, срок отработки балансовых запасов Гремячинского месторождения составит не менее:

Тр = 1146,648 х 0,35 / (7,0002 х (1-0,025)) 58, 8 лет.

Исходя из срока отработки балансовых запасов, годовая добыча калийной соли составит – 19500816,3 тыс.тонн.

Режим работы, проектная мощность и срок службы рудника.

4.1 Режим работы рудника

Режим работы предприятия по добыче руды принимаем в соответствии с заданием на разработку:

- количество рабочих дней в году 340;

- общее число рабочих смен в сутки 3, в т.ч. две по добыче руды и одна смешанная ремонтно-добычная;

- продолжительность смены 8 часов.

4.2Производственная мощность и срок службы

Балансовые запасы шахтного поля:

Zб = SHmy,

где S – размер шахтного поля по простиранию, м; H – размер шахтного поля по падению, м; m – мощность пласта, м; y – объемная масса калийного пласта, т/ м3.

Zб = 11300149007, 51,03 = 1 146 648 000 т.

Промышленные запасы определяются по формуле:

Znp=Z6- Zn = 1146648000 - 221556691, 5 = 925091308, 5 т,

Zn = Zo6 + Zгн + Zэксп = 20162250 + 11466480 + 11466480 = 43095210 т,

где Zo6 - общешахтные потери, т; Zгн - потери, связанные с геологическими нарушениями пластов, т; Zэксп - эксплуатационные потери, т.

Общешахтные потери слагаются из потерь в барьерных (Z1) и охранных целиках (Z2), т.е.

Zo6 = Z1 + Z2 = 20162250 + 17199720 = 373661970 т.

Потери в барьерных целиках определяются по формуле:

Z1 = 2 · l · [S + (H - 21)] · m · y =

= 2 · 50 · [11300+(14900 - 2*50)] · 7, 5 · 1,03=20162250 т

Потери в охранных целиках при пологих пластах составляют 1- 2%:

Z2=(0,01 - 0,02) Z6= 0,01 · 1146648000=11466480 т.

Величина потерь в целиках вблизи геологических нарушений в среднем равна 1 – 1, 5 % от балансовых запасов, т.е

Zгн = 0,01· Z6 =0,01 · 1146648000=11466480 т.

Таким образом, величина общешахтных потерь и потерь в целиках около геологических нарушений:

Z'o6 = Z1 + Z2 + Zгн = 20162250 + 11466480 + 11466480 = 43095210 т.

Zэксп= ( Zб + Zоб)Кэп ,т

где Кэп – коэффициент эксплуатационных потерь; принимаем для мощных пологих пластов – 0,15

Zэксп= (1146648000+ 43095210) 0,15= 178461481,5 т.

Суммарные потери угля в шахтном поле:

Zn=Zo6+ Zэксп =43095210+178461481,5= 221556691,5 т.

Промышленные запасы шахтного поля:

Znp =Z6 - Zn =1146648000 - 221556691,5= 925091308,5 т.

По итоговым данным определяется коэффициент извлечения запасов соли из недр:

Сизвл = Znp/Z6 · 100% = 925091308,5/114664800 100% = 0,81 = 81%

Тр = З х Кб / ( А х (1 – Кр)),

где З – балансовые запасы, 1146,648 млн. тонн; Кб – планируемый коэффициент извлечения балансовых запасов из недр, 0,35; Кр – планируемый коэффициент разубоживания руды, 0,025.

Таким образом, срок отработки балансовых запасов Гремячинского месторождения составит не менее:

Тр = 1146,648 х 0,35 / (7,0002 х (1-0,025)) 58, 8 лет.

Исходя из срока отработки балансовых запасов, годовая добыча калийной соли составит – 19500816,3 тыс.тонн.

В настоящее время на лицензионном участке активно ведутся геологоразведочные работы и возможно уточнение и увеличение сырьевых

Таблица 2.1Технико-экономические показатели Гремячинского рудника

№ п/п	Наименование	Ед. изм.	Показатели
1	Площадь участка разработки	кв. км	96,9
2	Балансовые запасы в пересчете на К2О
	В+С1	млн.т	98,371
	С2	млн.т	176,750
3	Качество руды в запасах
	КСI	%	37,98
	НО + СаSO4 +MgCI2	%	7,69
4	Годовая производительность рудника в натуре	млн.т	7.088
5	Среднее качество добываемой руды
	КСI	%	36,50
	НО + СаSO4 +MgCI2	%	7,50
6	Объемный вес руды	т/м3	2.09
7	Мощность пласта	м	1,5-17,2
8	Глубина разработки	м	1030-1300
9	Шахтные потери	%	65
10	Разубоживание	%	2,0
11	Прогнозируемый срок обеспеченности запасами	лет	не менее 58
12	Явочная численность персонала рудника	чел.	359
13	Число вводимых очистных панелей	шт.	4
14	Режим работы рудника	дней в году	340

5.Вскрытие шахтного поля . Стволы , околоствольный двор , общие содержания о технологическом комплексе поверхности рудника.

Вскрытие шахтного поля рудной залежи площадью ~ 97 кв. км предусматривается выполнить двумя вертикальными шахтными стволами диаметром в свету 7,0 м с глубиной зумпфа 1181 м и 1144 м.

Место заложения шахтных стволов принято на южном фланге шахтного поля (согласно исходным данным, утвержденным заказчиком) по условиям минимальной глубины рабочего горизонта с минимальной консервацией запасов полезного ископаемого в охранном целике промплощадки и учета размещения существующих объектов на поверхности ( линии газопровода и железной дороги, близость к пункту доставки персонала к месту работы и др.), а также рельефа местности.

Ствол №1 (клетевой) предназначен для спуска-подъема людей, оборудования, материалов и выдачи исходящей струи воздуха. Оборудован многоканатной подъемной установкой с клетью и противовесом и инспекторским подъемом. У клетевого ствола располагается главная вентиляторная установка (ГВУ) с осевыми вентиляторами, работающими на всасывание рудничного воздуха. Связь здания ГВУ с шахтным стволом осуществляется через углубленный вентиляционный канал.

Ствол №2 (скиповой) предназначен для подъема калийной руды, аварийного выхода людей и подачи свежей струи воздуха в рудник. Оборудован многоканатной подъемной установкой с двумя скипами и инспекторским подъемом. У ствола в специальном здании располагается калориферная установка, связанная со стволом калориферным каналом.

Расстояние между шахтными стволами определено с соблюдением норм проектирования и учета застройки поверхности. С целью уменьшения глубины скипового ствола техническими решениями принято расположение уровня загрузки подземного бункера выше отметки рабочего пласта в связи с этим проектные технологические решения предусматривают наличие двух околоствольных дворов – основного на отм.-1114м и вспомогательного на отм.-1083 м.

В соответствии с принятой схемой вскрытия месторождения предусматривается проходка двух вертикальных стволов. Крепление стволов по гидрогеологическим условиям предусмотрено до глубины 870 м чугунно-бетонной крепью, далее крепью из монолитного бетона.

Для загрузки руды в скипы при стволе №2 на отм.-1133м предусмотрена

загрузочная станция. Загрузочный подземный комплекс в целом состоит из приствольного емкого бункера, камеры питателей, конвейерного ходка, оборудованного ленточными конвейерами и дозаторной камеры. Для чистки просыпи в зумпфовой части ствола и камеру питателей с целью выполнения ремонтных работ проектом предусмотрены специальные заезды.

Вскрытие рудной залежи (по условиям размещения оборудования и вентиляции) предлагается выполнить шестью штреками – двумя вентиляционными, двумя транспортными и двумя конвейерными.

Конструкция крепи вышеперечисленных камер загрузочного комплекса принята исходя из условия их размещения в породах с коэффициентом крепости по шкале М.М. Протодьяконова f = 18.

Камера питателей длиной 11 м представляет собой выработку с пролетом в свету 8,6 м сегментной формы с обратным сводом, закрепленную металлобетонной крепью. В качестве жесткой арматуры служат металлические каркасы из швеллеров профиля 30. Толщина крепи – 500 мм. Для усиления несущей способности стены через 2 м в ней устанавливаются пилоны. Пилон представляет собой конструкцию, состоящую из двух двутавров профиля 36 и одного двутавра профиля 40.

Камера ленточных конвейеров (конвейерный ходок) имеет форму сечения аналогичную камере питателей с пролетом в свету 6,4м. Жесткая арматура – каркасная из швеллеров профиля 30. Толщина крепи принята 450-50 мм. В конвейерном ходке в местах примыкания с камерой питателя и сопряжением ствола сооружается деформационный шов из дерева, который обеспечивает независимую работу крепи ствола и камеры.

Дозирующий бункер с внутренним диаметром его основной части с футеровкой – 8 м закреплен железобетоном. Бункер футеруется рельсами, при этом его нижняя часть имеет две воронки в виде отверстий 1,50х1,35 м с минимальной стороной под ширину конвейера. Расстояние между воронками – 1,7 м. Полезная емкость бункера составляет 1140 т и обеспечивает в соответствии с технологическими нормами проектирования непрерывную работу скипового подъема в течение 1 часа. По геологической привязке (скв.22) к шахтному стволу принято решение бункер располагать между отм.-1083м и отм.-1117м.

Околоствольный двор на отм.-1114 м принят петлевого типа. На этом горизонте предусмотрены следующие основные технологические объекты:

- Подземный гараж;

- Центральная понизительная подстанция (ЦПП-1);

- Подземная электромеханическая мастерская (ПЭММ) с тремя отделениями для сборки и текущего ремонта оборудования;

- камеры сигналистов и аппаратной;

- камера насосной ППЗ и вспомогательные объекты:

- медпункт и санузлы;

- камеры ожидания, такелажников и посадки работающего персонала;

- склады ГСМ, ВМ, оборудования и хранения противопожарных материалов (ППМ);

- инструментальные камеры;

- заезды в зумпфовую часть скипового шахтного ствола и камеру питателей;

- выработки обработки грузов.

Строительный объем горнокапитальных выработок, обеспечивающих ввод проектной мощности ( по скиповому стволу – 7 млн.т/год ), составит ~192,2 тыс. куб.м.

Подземный гараж предусмотрен для стоянки самоходного транспорта (на 26 единиц), оборудован смотровыми ямами и грузоподъемными механизмами. В состав гаража также входит камера зарядки аккумуляторов, склад шин и запасных частей, участки вулканизации, ремонта топливной аппаратуры и электрического оборудования, пост регулировки двигателей, камера мойки автомобилей.

Склад ВМ – камерного типа запроектирован в соответствии с требованиями «Инструкции по устройству и эксплуатации складов ВМ» В складе предусмотрено 4 камеры хранения ВВ с наполнением каждой до 2т и одна камера СИ. Порядок хранения ВМ – определяется инструкцией, утв. руководителем предприятия согласованной с органом росгортехнадзора.

Камеры ЦПП-1 запроектированы с учетом требований к строительной части этого объекта по заданию отдела ЭТО с уровнем пола выше на 0.5 м отметки почвы примыкающих выработок.

Основные размеры поперечных сечений выработок выбраны с учетом габаритных размеров используемого оборудования и безопасных свободных зазоров, а также условий вентиляции.

Служебные камеры и вспомогательные штреки в околоствольном дворе предлагается выполнить с использованием комбайна типа КП-21. Все выработки околоствольного двора на данном этапе изученности горного массива в соответствии с исходными данными предлагается закрепить анкерной крепью (КАЗ) с подхватом кровли двутавром №20 и металлической полосы. В процессе строительства крепление подземных выработок может быть принято с учетом фактически встреченных пород и должно уточняться.

На предоставленном вспомогательном горизонте предусмотрены следующие основные технологические объекты:

- камера управления магистральным конвейером с электрооборудованием;

- надбункерная камера загрузки емкого бункера;

- вспомогательные обходные выработки и технологические сбойки,

а также уклонные части главных конвейерного штрека №2 и транспортного штрека №2 и вентиляционных штреков №1 и №2.

Подземные выработки сооружаются в горных породах с коэффициентом крепости по Протодъяконову М.М. – f = 38. Крепление выработок на данном этапе изученности горного массива принято по аналогии с нижерасположенным горизонтом и процессе строительства должно уточняться.

Предполагаемый объем горнокапитальных выработок этого горизонта (без учета выработок главного направления) составит ~12,56 тыс. куб.м.

5.3. Общие соображения о технологическом комплексе на поверхности рудника.

Местоположение технологического комплекса на поверхности проектируемой рудника определялось возможностью обслуживания предприятия железнодорожным транспортом, горными условиями и требованиями землепользователей.

В основу планировки и сооружений положен принцип поточности технологических процессов с максимально возможной блокировкой основных технологических зданий и вспомогательных сооружений.

Шахтная поверхность состоит из нескольких технологических комплексов, к которым можно отнести: блоки главного и вспомогательного стволов; погрузочно-складской солевой и породный комплексы; комплекс складов лесных и крепёжных материалов; комплекс вспомогательных устройств и сооружений таких, как вентиляционные установки, котельные, калориферные установки, компрессорные и насосные станции. Также в состав поверхностного технологического комплекса входит административно-бытовой комбинат.

В здании блока главного ствола производится приём и предварительная обработка соли. Выдача соли на поверхность по главному стволу осуществляется скиповым подъёмом. Надшахтное здание главного ствола соединяется с погрузочно-складским комплексом для соли с помощью ленточных конвейеров, установленных в наклонных и горизонтальных соединительных конвейерных галереях.

Породное хозяйство на шахте ориентировано на складирование породы в групповой отвал. Административно-бытовой комбинат (АКБ) предназначен для обслуживания трудящихся и состоит из следующих помещений и служб:

- административно-конторские службы,

- санитарно-бытовые службы,

- производственно-вспомогательные службы,

- санитарно-медицинские службы.

6.Подготовка шахтного поля . Определение действующей и общей линии очистных забоев.

Подготовкой шахтного поля называют проведение подготовительных выработок после вскрытия шахтного поля.

На выбор способа подготовки шахтного поля оказывают влияние горно - геологические и горнотехнические факторы. При этом из горно - геологических факторов наибольшее влияние имеют угол падения пласта, нарушенность месторождения, газоносность и водообильность пластов, а из горнотехнических факторов - размеры шахтного поля по простиранию, способ проветривания подготовительных выработок и заданный объем добычи.

Рациональная отработка запасов калийных месторождений требует принятия соответствующих решений не только при выборе экономически целесообразных систем разработки пластов, но и способов подготовки запасов для последующей их выемки. В тоже время - приоритетный - обратный способ подготовки и отработки месторождения обусловливает наличие существенных проблем горно-геомеханического характера при выемке запасов на конечной стадии эксплуатации шахтопластов. Это связано с активизацией горного давления в зонах отработки указанных запасов, оконтуренных выработанными пространствами ранее отработанных участков. В таких зонах рационализация горно-технологических параметров добычи может быть достигнута за счёт научно-обоснованного управления горно-геомеханическими процессами, учитывающего взаимовлияние отрабатываемых горизонтов.

Чаще всего в мировом опыте отработки сильвинитовых месторождений встречается панельно-блоковая схема подготовки шахтного поля и прямой порядок его отработки, но она может применяться только в благоприятных для нее горно-геологических условиях.

При панельном способе подготовки создаются благоприятные условия для применения прогрессивного непрерывного конвейерного транспорта от очистного забоя до главного откаточного штрека, а также для отработки ярусов обратным ходом.

Недостатки панельного способа - необходимость проведения большего числа наклонных выработок, чем при этажном способе, и увеличение объема работы подземного транспорта по штрекам примерно на 20 - 30 %.

Подготовка шахтного поля рудника представлена северным направлением. Общая протяженность направления – до 9 км.

При рассмотрении различных схем раскройки шахтного поля учитываются следующие факторы:

– обеспечение устойчивого состояния главных, панельных и блоковых выработок на требуемый срок с учетом ведения подготовительных, очистных и гидрозакладочных работ;

– минимальные объемы горно-капитальных работ для ввода рудника в эксплуатацию;

– обеспечение требуемого качества добываемой руды в различные периоды отработки;

– удельный объем горно-капитальных работ в период эксплуатации рудника.

Проектными решениями предусматривается панельно-блоковая схема подготовки шахтного поля и прямой порядок его отработки. Одним из преимуществ панельно-блокового способа подготовки шахтного поля является возможность технически более просто увеличить нагрузку на пласт. Большая концентрация работ позволяет снизить себестоимость 1 т полезного ископаемого.

В панели предусматривается четыре пары блоков, длина панели предусматривается 2440 м, ширина панели – 1360 м.

На основании установленных размеров выемочного блока и панели, рассмотрено 2 варианта раскройки шахтного поля, различающихся расположением и ориентацией добычных панелей, а также количеством гидроизолированных участков.

В первом варианте раскройки шахтного поля (рис. 1) принято деление лицензионного участка на шесть гидроизолированных участков, каждый из которых вскрывается обособленно.

В южной части шахтного поля на уровне предохранительного целика под промплощадку рудника выделяются два гидроизолированных участка, в одном из которых располагается опытно-промышленный участок.

Основные четыре гидроизолированных участка шахтного поля включают в себя по пять-шесть панелей каждый, что позволяет сократить объемы и сроки поддержания главных выработок.

В данной схеме раскройки присутствует большое количество гидроизолирующих целиков и предохранительных целиков у главных выработок, которые предусматривается отрабатывать на завершающем этапе эксплуатации рудника.

Отличительной особенностью является необходимость поддержания в течение срока службы рудника только главных выработок, расположенных в центре шахтного поля и имеющих длину около 5500 м. При данной схеме раскройки шахтного поля в эксплуатацию необходимо вводить ближайшие к стволам 1, 2, западные панели и опытно-промышленный участок. Но при ведении очистных работ в данных панелях не обеспечивается требуемое качество добываемой сильвинитовой руды.

Во втором варианте раскройки шахтное поле (рис. 2) в его основной части делится на два гидроизолированных крыла, подготавливаемых отдельными выработками. При этом лицензионный участок делится гидроизолирующими целиками на четыре гидроизолированных участка, два из которых располагаются в районе предохранительного целика под промплощадку рудника и включают в себя небольшую часть запасов.

Главным недостатком данной схемы раскройки шахтного поля является эксплуатация горно-капитальных выработок в течение всего срока службы рудника.

Сравнение рассмотренных схем раскройки шахтного поля приведено в табл. 2.2

Таблица 2.2

Наименование	Ед. изм.	Вариант раскройки шахтного поля
		Первый	Второй
Объем горно-капитальных работ для ввода рудника в эксплуатацию	тыс. м3	1741	1612
Длина группы главных выработок и магистральных конвейерных линий для ввода рудника в эксплуатацию	км	6,5	5,75
Длина группы главных выработок, требующих поддержания в течении срока, превышающего расчетный срок их устойчивого состояния (40 лет)	км	6	12,5
Удельный объем горно-капитальных работ на 1 млн. тонн вскрываемых запасов	тыс. м3/млн. тонн	0,91	1,28
Продолжительность вскрытия и подготовки запасов для ввода рудника в эксплуатацию	км	4,1	3,9

Важнейшим фактором при выборе схемы раскройки шахтного поля является обеспечение минимальных объемов горно-капитальных работ в период строительства и эксплуатации рудника.

Отталкиваясь от основных технических решений, принимаем второй вариант раскройки шахтного поля, при котором обеспечиваются наименьшие объемы горно-капитальных работ для ввода рудника в эксплуатацию. Эти объемы для первого варианта составляют 1741 тыс. м3, а для второго – 1612 тыс. м3. Так же выбор обоснован удельным объемом горно-капитальных работ на 1 млн. тонн вскрываемых запасов (в первом варианте – 1,28 тыс.м3/ млн.тонн, во- втором – 0,91 тыс.м3/ млн.тонн.).

Принятая раскройка обеспечивает быстрый ввод рудника в эксплуатацию (менее 1 года) при пластовой подготовке 1 ЗП с выходом на проектную мощность рудника через три года строительства.

Согласно принятой раскройке шахтного поля, увеличение мощности рудника возможно путем проходки дополнительных главных штреков в ангидритовых породах над проектными главными выработками (в западном и восточном направлениях), расположенными в каменной соли. В случае необходимости можно ввести в эксплуатацию несколько панелей (в зависимости от принятой производительности добычных комплексов).

Для отработки запасов сильвинита шахтное поле предусматривается разделить на следующие части:

– западная (1…12 западные панели);

– восточная (1…10 восточные панели);

– южная (1, 2 и 3 южные панели).

Панели ориентированы в северо-западном и юго-восточном направлении, длина панелей изменяется от 2245 до 2835 м (в среднем 2440 м), ширина панелей изменяется от 840 до 1850 м (в среднем 1380 м).

Панели делятся на 3-4 пары блоков, длина блоков изменяется от 450 до 940 м, составляя в среднем 680 м, ширина блоков изменяется от 560 до 680 м, составляя в среднем 610 м. Между панелями и блоками предусматривается оставление предохранительных целиков.

Так как схема отработки панельно-блоковая, то на первом этапе проводятся панельные штреки на длину, достаточную для ввода в отработку очистных блоков. Учитывая неизученный характер геомеханических процессов на месторождении и устойчивости горных выработок, рекомендуются следующие параметры панелей и блоков для очистных панелей:

- принимаются односторонние панели, т.е. очистные блоки размещаются только с одной стороны панельных выработок. Такое решение объясняется необходимостью наиболее максимально ускорить интенсивность отработки запасов панели, чтобы, во-первых, сократить сроки эксплуатации подготовительных выработок, и, во-вторых, как можно быстрее начать работы по закладке очистных камер;

- принимаются блоки двухсторонние, т.е. очистные камеры располагаются по обе стороны от блоковых конвейерного и выемочного штреков, обеспечивая максимально возможную концентрацию очистных работ при минимально необходимом количестве подготовительных выработок. При этом размеры в плане одного двухстороннего блока составляют 400400 м. Таким образом, для ввода в очистную выемку одного двустороннего блока требуется пройти 400м панельных выработок.

Для обеспечения технологических процессов добычи руды и последующей закладки выработанного пространства проводится группа из трех панельных штреков: транспортного, конвейерного и вентиляционного.

Для подготовки к очистной выемке одного двустороннего блока проводятся следующие выработки: блоковые выемочный и конвейерный штреки по центру блока и 2 группы из двух вентиляционных штреков на флангах блока. При этом блоковые вентиляционные штреки данного блока будут также использоваться впоследствии при отработке смежных блоков. Таким образом, для подготовки одного двустороннего блока, за исключением первого, требуется пройти лишь одну группу вентиляционных штреков.

Под сильвинитовым пластом залегает гигроскопичная неустойчивая карналлитовая порода для исключения контакта с ней при ведении горных работ предусматривается оставление в почве очистных камер защитного слоя сильвинита мощностью не менее 0,3м.

Учитывая особенности Гремячинского месторождения все камеры служебного назначения, сопряжения со стволами, а также выработки околоствольного двора предусматривается разместить в наиболее крепких доломит-ангидритовых породах, предел прочности которых на одноосное сжатие в среднем составляет 80МПа, что позволит безопасно использовать их в течение всего срока эксплуатации рудника.

7.Выбор эффективного варианта системы разработки

Гремячинское месторождение калийных солей относится к пластовым пологозалегающим месторождениям.

Мировая практика показывает, что калийные месторождения в зависимости от их индивидуальных особенностей и условий могут разрабатываться следующими системами (подземный способ):

- камерной системой с оставлением междукамерных целиков;

- сплошной или столбовой системой с выемкой разрабатываемого пласта лавами с полным обрушением кровли в выработанном очистном пространстве;

- комбинированной системой.

Определяющим фактором выбора системы разработки для условий калийных месторождений является первостепенная необходимость защиты рудников от постоянно существующей угрозы затопления водами из вышерасположенных водоносных горизонтов. Защита от затопления должна быть обеспечена наличием над разрабатываемым калийным пластом необходимой мощности водозащитной толщи (ВЗТ) и выбором параметров систем разработки, которые должны соответствовать фактической мощности ВЗТ.

С учетом опыта разработки калийно-соляных месторождений России и Республики Беларусь и требований соответствующих нормативных документов высота зоны распространения техногенных водопроводящих трещин Нт, образуемая над разрабатываемым пластом без закладки выработанного пространства, определяется по следующим формулам.

А) При камерной системе разработки:

, (2.2)

где - приведенная выемочная мощность пласта, м;

где - выемочная мощность пласта (высота камер), м;

- коэффициент извлечения из недр в пределах выемочной мощности пласта (высоты камер);

- безразмерный параметр, определяющий соотношение высоты к приведенной выемочной мощности пласта, (но не менее 20, что

является минимально необходимым с учетом изученности месторождения на данном этапе),

где Н – глубина залегания разрабатываемого пласта, м.

Б) При сплошной или столбовой системе с выемкой пласта лавой с полным обрушением кровли в очистном пространстве:

, (2.3)

где - выемочная мощность пласта (высота лавы), м;

(но не менее 40).

Применительно к условиям Гремячинского месторождения величина должна определяться по формулам:

- при камерной системе ;

- при выемке пласта лавами .

Таким образом, применение сплошной или столбовой систем разработки предполагает более жесткие условия и требования по мощности ВЗТ по сравнению с камерной системой.

Особенностью Гремячинского месторождения является значительная мощность продуктивного сильвинитового пласта – до 15 метров. Отработка такого пласта лавами в условиях Гремячинского месторождения практически невозможна и нецелесообразна по следующим причинам:

а) при отработке пласта лавами на мощность 10 метров и более потребуется наличие мощности ВЗТ более 435 метров при фактической ее мощности в пределах площади балансовых запасов от 60 до 300 метров;

б) невозможность применения закладки очистного пространства отходами обогащения сильвинитовой руды;

в) невозможность обеспечения безопасной выемки запасов под существующими ответственными объектами на земной поверхности (железная дорога, нефтепровод и газопровод подземной укладки с высоким избыточным давлением в трубах).

Применение камерной системы позволяет исключить эти ограничения и негативные последствия, учитывая, что:

а) камерная система позволяет осуществить закладку очистных камер отходами обогащения, технология которой успешно применяется на калийно-соляных рудниках, выполняя при этом регламентирующие требования «Единых правил безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» (п.157) в части необходимости применения закладки;

б) камерная система с закладкой позволяет значительно снизить величины деформаций подрабатываемой ВЗТ и земной поверхности, обеспечивая при этом защиту рудника от затопления и необходимую охрану объектов на земной поверхности от влияния горных работ;

в) по производительности при разработке калийных месторождений современные проходческо-добычные комплексы, применяемые на камерной системе, не уступают лавам, а их цена существенно ниже, что обеспечивает меньшую себестоимость добычи руды при данной технологии.

Таким образом, с учетом вышеизложенного и с учетом изучения мирового опыта в области разработок калийно – соляных месторождений, для отработки запасов калийных солей Гремячинского месторождения принимается камерная система разработки с применением комбайнового способа выемки и закладкой выработанного пространства.

7.1.Профилактика рудничных пожаров

Рудничные пожары - пожары возникающие непосредственно в горных выработках, массиве полезных ископаемых и отработанном пространстве. К рудничным пожарам относятся и пожары в надшахтных зданиях, на складах, которые могут распространиться на выработки, или отравить в них атмосферу газообразными продуктами горения.

По причинам возникновения, рудничные пожары подразделяются:

эндогенные (самовозгорание);
экзогенные (от внешнего источника).

В зависимости от места возникновения рудничные пожары бывают:

поверхностные;
подземные.

Подземные рудничные пожары являются одной из наиболее опасных аварий в шахте. Их особенностью является плохая доступность для активного тушения непосредственным воздействием. Наличие за очагами пожаров, по ходу вентиляционной струи, высокой температуры, дыма и других продуктов горения не позволяет организовать тушение горящей выработки с двух сторон. Под действием огня выходит из строя и теряет свою несущую способность крепь горной выработки, что приводит к обрушению пород кровли, ещё больше осложняющему аварию.

Пожары в шахтах и рудниках, опасных по газу и пыли, могут привести к взрыву газо-пылевой смеси в ходе ведения аварийно-спасательных работ.

Особенной опасностью рудничных пожаров является распространение по горным выработкам продуктов горения.

Наиболее опасны экзогенные пожары. Они быстро активизируются и за короткое время могут отравить атмосферу горных выработок на большом протяжении.

Подземный пожар в своём развитии проходит три стадии:

Возгоранию свойственно нарастание количество сгорающего в единицу времени материала, расхода на горение кислорода, повышение концентрации углеродосодержащих газов (СО, СО2), увеличение температуры продуктов горения.
Развившийся пожар характеризуется полным расходом кислорода на горение и максимальной концентрацией углеродосодержащих газов, при постоянном расходе воздуха, сгоранием в единицу времени постоянного (максимального) горючего материала и постоянством температуры продуктов горения.
В стадии затухания наблюдается увеличение в продуктах горения концентрации кислорода, снижение содержания углеродосодержащих газов и уменьшение температуры пожарных газов.

Развитие пожара зависит от мощности и длительности действия начального теплового импульса, количества и характера расположения горючего материала и скорости воздушного потока у очага.

По мере увеличения площади горения наблюдается повышение температуры продуктов горения, нарастание содержания оксида и диоксида углерода, метана и водорода. По достижении температуры пожарных газов 500-550 градусов, пожар стабилизируется. При этом, концентрация кислорода в продуктах горения, как правило не превышает 15-16%, тогда как содержание диоксида достигает 5-6%.

Тушение подземных пожаров осуществляется следующими способами:

Активный - непосредственное воздействие на очаг пожара огнегасительными средствами (водой, пеной, песком и т.п.), или разборкой очагов с заливкой горящей массы водой. Этот способ обычно применяют при всех пожарах, в начале их возникновения. Тушение пожара активным способом производят, как правило, со стороны свежей струи воздуха, одновременно принимают меры по преграждению распространения огня по исходящей струе (водяной завесы, удаление крепи, устройство завалов и т.п.).
- Пенно-воздушный способ: поперёк выработки натягивают матерчатую сетку, на неё наносится пенообразующая жидкость, образующая в ячейках сетки тонкие плёнки, срываемые затем воздушным потоком с образованием пены.
- Тушение инертной паро-газовой смесью: в выработке устанавливается генератор паро-газовой смеси ("керосинка"). Производительность генератора должна равняться воздушному потоку (весь воздух заменяется смесью).
Пассивный - изоляцией пожарного участка перемычками с засыпкой (при необходимости) провалов, тампонированием трещин целика и вмещающих пород. К изоляции прибегают, когда пожар нельзя ликвидировать непосредственным тушением из-за недоступности очагов горения непосредственному воздействию активными средствами.
Комбинированный - непосредственное тушение в комплексе с изоляцией пожарных участков, затоплением их водой, или заполнением инертными газами. Способ используют, когда пожар принял значительные размеры и непосредственное тушение не даёт должного эффекта, или когда невозможно ликвидировать пожар только путём изоляции.

8.Технология , механизация и организация очистных работ.

В соответствии с рассматриваемой технологической схемой отработки для подготовки панелей и блоков, а также для осуществления очистной выемки предлагается использовать следующее горно-добычное забойное оборудование, а также в соответствии с «Учебным пособием для машинистов выемочных машин» (2 ) .

Подготовительные работы.

Для проведения панельных и блоковых штреков – серийно выпускаемые проходческо-добычные комбайны планетарно-дискового типа «Урал-20А» и «Урал-400С», (рис. 1.3, 1.4.).

Рис. 1.3 Проходческо-очистной комбайн «Урал-20А»

Технические характеристики комбайна «Урал-20А»

Техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар=450 Н/мм, т/мин, не менее

6,4

Максимальная скорость движения комбайна, м/мин

3,0

Суммарная номинальная мощность двигателей комбайна, кВт, не более	590
Суммарная номинальная мощность двигателей основного исполнительного органа, кВт, не более	380
Тип исполнительного органа	планетарно-дисковый
Применяемое напряжение, В	1140
Габаритные размеры, мм, не более: -длина -ширина по боковым фрезам - высота по рабочему органу	11500 5100 3700
Масса комплекта поставки, т, не более	85
Масса комбайна т, не более	82

Рис. 1.4 Проходческо-очистной комбайн «Урал-400С»

Технические характеристики комбайна «Урал-400С»
Техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар=450 Н/м, т/мин, не менее	5.0
Максимальная скорость движения комбайна при маневрах, м/с (м/мин)	0,05 (3,0)
Производительность, т/мин	5
Суммарная номинальная мощность двигателей комбайна, кВт, не более	580
Суммарная номинальная мощность двигателей основного исполнительного органа, кВт, не более	610
Габаритные размеры, мм, не более:
- длина	12450
- ширина по боковым фрезам	3650
- высота по рабочему органу в рабочем положении	3600
Применяемое напряжение, В	1140
Масса, т	63

Данные комбайны были специально разработаны и созданы для выемки калийных и соляных пластов, осуществляют проходку выработок одним ходом на полное сечение, обеспечивают высокую производительность и безопасную работу. Закладываемые в технологию комбайны «Урал-20А» и «Урал-400С» работают в комплексе с бункером-перегружателем типа БПС-25 и самоходным вагоном типа ВС-30 (все оборудование – электрическое) (рисунки 1.5, 1.6).

Рис. 1.5 Бункер-перегружатель БПС-25

Технические характеристики Бункера-перегружателя БПС-25

Грузоподъемность, т	30
Макс. Скорость движения, км/час	0,9
Время разгрузки, с	60
Миним. Радиус поворота по наружному габариту, мм	15000
Высота разгрузки, м	0,7…2,1
Привод	два гидромотора
Максимальный преодолеваемый уклон, град	12
Габаритные размеры, мм: - длина - ширина - высота	9800 2900 1920
Масса, кг	16500
Применяемое напряжение, В	660/1140

Рис. 1.6 Самоходный вагон ВС-30

Технические характеристики самоходного вагона ВС-30

Грузоподъемность, т	30
Макс. скорость движения, км/час	9
Вместимость кабельного барабана, м	200
Миним. радиус поворота по наружному габариту, мм	17000
Дорожный просвет, мм, не менее	350
Привод	электрический
Ток	переменный
Напряжение, В	660
Максимальный преодолеваемый уклон, град	12
Габаритные размеры, мм: - длина - ширина - высота	11070 2900 1700
Масса, кг	26000

Применяемое напряжение, В

660/1140

Технологией предполагается осуществлять крепление кровли панельных и блоковых выработок анкерной крепью, в т.ч. с подхватом под швеллер. Комбайны типа «Урал-20А» оборудованы двумя бурильными установками, позволяющими одновременно с выемкой во время движения комбайна осуществлять бурение двух рядов шпуров под анкера, которые могут быстро устанавливаться и служить в качестве временного крепления на период проходки выработок, под защитой которого в дальнейшем будет возводиться постоянное крепление, в т.ч. анкера по заданной сетке их размещения. Для возведения постоянного крепления проектом предусматривается анкероустановочная машина типа НDR-AC компании «Fletcher» (США), основные характеристики которой приведены на рисунке 1.7.

Рис. 1.7 Анкероустановочная машина типа НDR-AC

Технические характеристики анкероустановочной машины типа НDR-AC
Амплитуда стрелы, мм	3048
Глубина вруба стрелы, мм	610
Высота подъема стрелы, мм	1524
Общая длина, мм	7460-8230

Общая ширина, мм	2591-3353
Высота шасси, мм	1067-1828
Дорожный просвет, мм	254-381
Вес, кг	27216

8.1. Расчет производительности добычных комплексов.

Использование для очистных работ комплекса «Урал-20А»

Расчёт производительности проходческо-добычного комплекса «Урал–20А» на очистной выемке выполнен в соответствии с «Методическим руководством по ведению горных работ на рудниках Верхнекамского калийного месторождения».

Исходные данные для расчёта

1. Состав комплекса:

- комбайн – «Урал-20А» с сечением выработки Sк = 20,2 м;

Техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар=450 Н/мм, т/мин, не менее	6,4
Максимальная скорость движения комбайна, м/мин	3,0
Суммарная номинальная мощность двигателей комбайна, кВт, не более	590
Суммарная номинальная мощность двигателей основного исполнительного органа, кВт, не более	380
Тип исполнительного органа	планетарно-дисковый
Применяемое напряжение, В	1140
Габаритные размеры, мм, не более: -длина -ширина по боковым фрезам - высота по рабочему органу	11500 5100 3700
Масса комплекта поставки, т, не более	85
Масса комбайна т, не более	82

- бункер-перегружатель – БПС-25;

Технические характеристики Бункера-перегружателя БПС-25

Грузоподъемность, т	30
Макс. Скорость движения, км/час	0,9
Время разгрузки, с	60
Миним. Радиус поворота по наружному габариту, мм	15000
Высота разгрузки, м	0,7…2,1
Привод	два гидромотора
Максимальный преодолеваемый уклон, град	12
Габаритные размеры, мм: - длина - ширина - высота	9800 2900 1920
Масса, кг	16500
Применяемое напряжение, В	660/1140

- самоходный вагон – ВС-30.

Технические характеристики самоходного вагона ВС-30

Грузоподъемность, т	30

Макс. скорость движения, км/час	9
Вместимость кабельного барабана, м	200
Миним. радиус поворота по наружному габариту, мм	17000
Дорожный просвет, мм, не менее	350
Привод	электрический
Ток	переменный
Напряжение, В	660
Максимальный преодолеваемый уклон, град	12
Габаритные размеры, мм: - длина - ширина - высота	11070 2900 1700
Масса, кг	26000
Применяемое напряжение, В	660/1140

2. Угол падения пласта – 0.

3. Поправочный коэффициент для комбайна на угол наклона k = 1,07.

4. Выемка – на полную мощность в два хода.

5. Разгрузка – на скребковый конвейер.

6. Расстояние от устья камеры до разгрузки lр = 0м.

7. Требования к технологическому режиму:

- круглосуточно, три смены в сутки по 8 часов (две смены – добычные, одна ремонтно-добычная),

- Т = 365 календарных дней в году;

- Ттр. = 25 суток – один раз в год полная остановка комбината на плановый ремонт;

- - количество суток, принятое для производства работ по добыче руды.

8. Плотность руды = 2,09т/м.

9. Длина камеры Lк = 188,6м.

10. Длина зарубки Lз = 20м.

11. Длительность зарубки Тз = 1,2смен.

12. Условная скорость отгона комплекса 0 = 2м/мин.

13. Длительность отвода оборудования из камеры смен.

14. Техническая производительность комбайна Qк = 6,4 т/мин.

15. Потери (просыпь) т/м.

16. Поправочный коэффициент на использование площади рабочего органа комбайна :

- по верхнему ходу ,

- по нижнему ходу ,

где – площадь сечения нижнего хода – 12,8 м.

17. Минутная производительность комбайна:

- по верхнему ходу т/мин.;

- по нижнему ходу т/мин.

18. Грузоподъёмность самоходного вагона q = 30,0т.

19. Поправочный коэффициент по грузоподъёмности для самоходного вагона на угол наклона kq = 1,01.

20. Грузоподъёмность самоходного вагона с учётом поправочного коэффициента

т.

21. Скорость движения самоходного вагона:

груженый – V1 = 90м/мин.;

порожний – V2 =150м/мин.

22. Поправочный коэффициент по скорости для самоходного вагона на угол наклона kV = 1,22.

23. Скорость самоходного вагона с учетом наклона выработки:

м/мин.;

м/мин.

24. Длительность разгрузки на конвейер tрв= 1,5мин.

25. Длительность разгрузки бункера-перегружателя в самоходный вагон

tпр = 1,0 мин.

26. Длительность манёвров и пауз при загрузке-разгрузке самоходного вагона

tп = 1,0 мин.

27. Наполнение бункера без продёргивания донного конвейера qн=7,65 т.

28. Коэффициент использования комплекса во времени:

- по верхнему ходу в = 0,6;

- по нижнему ходу н = 0,65.

Расчет производительности проходческо-добычного комплекса «Урал-20А» на очистной выемке

Критические расстояния доставки определяются с учетом двухслойной выемки пласта, т.е. для верхнего и нижнего ходов:

а) первое критическое расстояние при непрерывной работе комбайна (характерный режим работы комплекса: комбайн работает непрерывно с технической производительностью)

- по верхнему ходу

;

- по нижнему ходу

б) второе критическое расстояние доставки (характерный режим работы комплекса: комбайн работает с возрастающими остановками во время загрузки самоходного вагона)

- по верхнему ходу

;

- по нижнему ходу

Длина участков I и II с учетом двухслойной выемки пласта (т.е. расстояния, работа комплекса на которых характеризуется одним из режимов работы комбайна):

т.е. по верхнему и по нижнему ходам участка, на котором комбайн будет работать с технической производительностью, не существует.

т.е. это расстояния, по верхнему и по нижнему ходам соответственно, до достижения которых отличительной особенностью режима работы комбайна являются возрастающие остановки во время загрузки самоходного вагона.

Оперативное время отработки участков камеры:

Длительность проходки камеры:

(14,7смен, 4,9 суток)

Длительность процесса отработки камеры:

смен

Среднесменная эксплуатационная производительность комплекса:

Q =(Se Y – Ii)Le+ Si Y(Lt - 0,5 Lc )/T = (20,2 2,09 – 0,52)+ 12,8 2,09 (188,6 – 0,5 20)/ 16,8 = 751 т

Суточная производительность комплекса:

где nсм = 2,5 – количество смен в сутки работы комплекса по добыче.

Среднемесячная производительность комплекса:

т. мес

Годовая производительность:

т.

Использование для очистных работ комплекса «Урал-400С»

Расчёт производительности проходческо-добычного комплекса «Урал–400С» на очистной выемке выполнен в соответствии с «Методическим руководством по ведению горных работ на рудниках Верхнекамского калийного месторождения».

Исходные данные для расчёта

1. Состав комплекса:

- комбайн – «Урал-400С» с сечением выработки Sк = 20,2 м;

Технические характеристики комбайна «Урал-400С»
Техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар=450 Н/м, т/мин, не менее	5.0
Максимальная скорость движения комбайна при маневрах, м/с (м/мин)	0,05 (3,0)
Производительность, т/мин	5
Суммарная номинальная мощность двигателей комбайна, кВт, не более	580
Суммарная номинальная мощность двигателей основного исполнительного органа, кВт, не более	610
Габаритные размеры, мм, не более:
- длина	12450
- ширина по боковым фрезам	3650
- высота по рабочему органу в рабочем положении	3600
Применяемое напряжение, В	1140
Масса, т	63

- бункер-перегружатель – БПС-25;

- самоходный вагон – ВС-30.

2. Угол падения пласта – 0.

3. Поправочный коэффициент для комбайна на угол наклона k = 1,07.

4. Выемка – на полную мощность в два хода.

5. Разгрузка – на скребковый конвейер.

6. Расстояние от устья камеры до разгрузки lр = 0м.

7. Требования к технологическому режиму:

- круглосуточно, три смены в сутки по 8 часов (две смены – добычные, одна ремонтно-добычная),

- Т = 365 календарных дней в году;

- Ттр. = 25 суток – один раз в год полная остановка комбината на плановый ремонт;

- - количество суток, принятое для производства работ по добыче руды.

8. Плотность руды = 2,09т/м.

9. Длина камеры Lк = 188,6м.

10. Длина зарубки Lз = 20м.

11. Длительность зарубки Тз = 1,2смен.

12. Условная скорость отгона комплекса 0 = 2м/мин.

13. Длительность отвода оборудования из камеры смен.

14. Техническая производительность комбайна Qк = 5,0т/мин.

15. Потери (просыпь) т/м.

16. Поправочный коэффициент на использование площади рабочего органа комбайна :

- по верхнему ходу ,

- по нижнему ходу ,

где – площадь сечения нижнего хода – 12,8 м.

17. Минутная производительность комбайна:

- по верхнему ходу т/мин.;

- по нижнему ходу т/мин.

18. Грузоподъёмность самоходного вагона q = 30,0т.

19. Поправочный коэффициент по грузоподъёмности для самоходного вагона на угол наклона kq = 1,01.

20. Грузоподъёмность самоходного вагона с учётом поправочного коэффициента

т.

21. Скорость движения самоходного вагона:

груженый – V1 = 90м/мин.;

порожний – V2 =150м/мин.

22. Поправочный коэффициент по скорости для самоходного вагона на угол наклона kV = 1,22.

23. Скорость самоходного вагона с учетом наклона выработки:

м/мин.;

м/мин.

24. Длительность разгрузки на конвейер tрв= 1,5мин.

25. Длительность разгрузки бункера-перегружателя в самоходный вагон

tпр = 1,0 мин.

26. Длительность манёвров и пауз при загрузке-разгрузке самоходного вагона

tп = 1,0 мин.

27. Наполнение бункера без продёргивания донного конвейера qн=7,65 т.

28. Коэффициент использования комплекса во времени:

- по верхнему ходу в = 0,6;

- по нижнему ходу н = 0,65.

Расчет производительности проходческо-добычного комплекса «Урал-400С» на очистной выемке

Критические расстояния доставки определяются с учетом двухслойной выемки пласта, т.е. для верхнего и нижнего ходов:

- по верхнему ходу

;

- по нижнему ходу

- по верхнему ходу

;

- по нижнему ходу

Длина участков I и II с учетом двухслойной выемки пласта (т.е. расстояния, работа комплекса на которых характеризуется одним из режимов работы комбайна):

Оперативное время отработки участков камеры:

Длительность проходки камеры:

(28,53смен, 9,5 суток)

Длительность процесса отработки камеры:

смен

Среднесменная эксплуатационная производительность комплекса:

Q =(Se Y – Ii)Le+ Si Y(Lt - 0,5 Lc )/T =(20,2 2,09 – 0,52)+ 12,8 2,09 (188,6 – 0,5 20)/ 30,71 = 160,2 т

Суточная производительность комплекса:

где nсм = 2,5 – количество смен в сутки работы комплекса по добыче.

Среднемесячная производительность комплекса:

т.мес

Годовая производительность:

т.

Из-за малой годовой производительности и длительности процесса отработки камеры «Урала-400С» по сравнению с «Уралом-20А», к дальнейшему проектированию принимаем проходческо-очистной комбайн «Урал-20А».

Поэтому в настоящем проекте для технологии с комбайном барабанного типа принимается производительность очистного забоя, сопоставимая с технологией для «Урала-20А», в количестве 620 тыс. т руды в год.

9. Технология, механизация и организация подготовительных работ.

Сокращение сроков и снижение стоимости проведения выработок достигается путем правильного выбора размеров и формы поперечного сечения, выбора наиболее экономичных видов материала крепи, соответствующих сроку службы выработки, а также оптимальной технологии и организации работ. Существенным фактором снижения стоимости выработки является высокая скорость подвигания забоя, которая способствует полному использованию проходческого оборудования и уменьшению расходов.

При проведение горных выработок составляется проект производства работ, состоящий из пояснительной записки с обоснованием принятых решений и соответствующих технологических чертежей. В проекте отражаются горно-геологические и горно-технические условия:

форма и размеры поперечного сечения выработки;

технологическая схема проведения выработки;

расположение оборудования;

схемы электроснабжения, освещения и сигнализации;

паспорт буровзрывных работ;

паспорт крепления;

схема проветривания;

меры по обеспечению безопасных условий труда;

график организации работ;

расчет норм выработки и расценок;

смета стоимости проведения 1 м выработки по элементам затрат;

технико-экономические показатели.

Технологическая схема проведения выработки — определенный, увязанный во времени и пространстве порядок выполнения основных и вспомогательных операций и соответствующая этому порядку компоновка оборудования. Основные операции: разрушение породы, погрузка отбитой породы, транспортирование горной массы и крепление выработки. Вспомогательные операции: настилка путей, устройство разминовок для маневровых операций, доставка материалов, прокладка и наращивание труб и кабелей, проветривание, освещение, маркшейдерское обеспечение проведения выработок.

Технологические схемы проведения выработок различаются в зависимости от характера массива: по однородным породам, или по неоднородным — породам и граничащей с ними рудой. При проведении выработки по неоднородным породам выемка может осуществляться сплошным забоем или селективно (раздельно полезного ископаемого и породы).

Проведение горизонтальных выработок комбайнами и проходческими комплексами - более экономичный и более скоростной способ, чем буро-взрывной. Проходческие комбайны представляют собой комбинированные машины, предназначенные для одновременного выполнения отбойки породы и по грузки ее в транспортные средства (на конвейер или в вагонетки).

Отработка запасов калийной соли будет осуществляться с использованием камерной системы разработки с применением комбайнового способа отбойки руды. Для этого проходятся выработки главного направления (конвейерные, транспортные и вентиляционные штреки) от которых под углом 90 проходится комплекс панельных выработок. Панель в свою очередь разбивается блоковыми выработками на очистные блоки размерами в плане 400400 (600) м, которые отрабатываются очистными камерами.

При отработке запасов предусматривается применение высокопроизводительной техники производства известных мировых брендов и отечественных производителей, зарекомендовавших себя на других калийных месторождениях.

Для вскрытия проектными решениями предусматривается проходка в ангидрит-доломитовых породах от стволов в северо-западном направлении следующих выработок:

- два транспортных штрека;

- два конвейерно-вентиляционных штрека;

- закладочный штрек.

9.1. Способы охраны и крепления подготовительных и очистных выработок.

Основные задачи при выборе способов охраны и крепления горных выработок для условий Гремячинского месторождения калийных солей предопределены особенностями залегания и строения продуктивного пласта и вмещающих пород, которые являются специфическими и отличаются от других калийно-соляных месторождений. Основные отличия заключаются в следующем:

- большая глубина залегания калийного пласта – 1100-1300 м;

- значительная мощность продуктивного пласта при его пологом залегании;

- отсутствие в составе пород, как продуктивного пласта, так и в породах кровли достаточно мощных глинистых прослойков, что характерно для Верхнекамского и Старобинского месторождений калийных солей;

- наличие в вышележащих участках пород кровли мощных и прочных ангидрит-доломитовых и доломитовых пород с их сопротивлением сжатию от 60 МПа до 140 МПа.

При машинном способе выемки возникает необходимость осуществлять очистную выемку продуктивного пласта за 2-3 прохода комбайна, что увеличивает срок службы очистного хода, и, как правило, осложняет условия поддержания его кровли.

К положительным факторам следует отнести достаточно монолитное строение пород непосредственной кровли, представленных каменной солью, ангидрит-галитовыми и галит-ангидритовыми породами с их сопротивлением сжатию от 36 МПа до 70 МПа, а также наличие в верхних слоях ангидрит-доломитовых и доломитовых пород. Высокопрочные породные слои могут образовывать породы-мост, которые будут воспринимать основную часть горного давления от налегающих выше пород, и на достаточно больших площадях обеспечат благоприятные условия ведения очистных работ.

Большая глубина разработки (1100-1300 м) – неблагоприятный фактор. Тем не менее, существует мировой опыт ведения горных работ на таких глубинах. Например, на некоторых калийных рудниках Германии, Канады и Великобритании осуществляют разработку калия на глубинах более 1000 и даже 1200 м.

Для решения данной задачи настоящим проектом предусматриваются следующие способы охраны и крепления выработок.

Принимается минимально необходимое количество подготовительных выработок. При этом между выработками в каждой группе панельных и блоковых штреков приняты размеры охранных целиков, минимизирующие их взаимовлияние друг на друга, а между панельными выработками и очистными камерами – целики, исключающие влияние очистных выработок на подготовительные.

Сама схема отработки сильвинитового пласта, оптимизированная по всем технологическим процессам, предполагает проведение лишь незначительного объема подготовительных выработок (панельного и блокового конвейерных штреков) под разрабатываемым пластом, в т.ч. на некоторых участках шахтного поля в слабоустойчивых карналлитсодержащих породах. При этом данные выработки находятся в более благоприятных условиях разгруженной зоны с учетом их надработки вышележащими соответственно панельным транспортным и блоковым выемочными штреками. Все остальные подготовительные и очистные выработки расположены в наиболее устойчивых вмещающих породах.

В качестве основного вида крепления для поддержания подготовительных и очистных выработок на заданный период эксплуатации принимается достаточно эффективная для рассматриваемых условий и относительно недорогая анкерная крепь. Другие достоинства этой крепи заключаются в том, что она может устанавливаться во всех элементах выработки в зависимости от их устойчивости (кровля, почва, боковые стенки), а также имеет широкие возможности по механизации процесса ее установки при проведении горной выработки. В основу функциональной работы анкерной крепи положен принцип упрочнения породных слоев в пределах высоты свода обрушения над кровлей выработки.

На панелях №1 и №2 в подготовительных и очистных выработках (1-й верхний очистной ход), проводимых комбайном «Урал-20Р» с параметрами выработок 6,0х3,7м, на I этапе в кровле возводится временное крепление: 2 ряда анкеров клинораспорного типа КРА-16 с шагом по длине выработки 1,5 м и расстоянием между анкерами в ряду 1,3 м (с учетом конструктивных особенностей комбайна, с которого во время движения при отбойке руды производится бурение шпуров под анкера). Основные параметры анкера: длина – 2,2 м; масса – 4,4 кг; разрывное усилие – не менее 100 кН. Основной целью установки временного крепления является обеспечение устойчивости и проектных сечений выработок на период до начала возведения постоянного крепления.

На II этапе в подготовительных выработках возводится постоянное крепление по следующей схеме: в плоской части кровли выработок – швеллер №16У ст3 ГОСТ 8240-97 длиной 2,4 м под винтовые анкера типа КА-20 с шагом установки 1,5м по длине выработки или на расстоянии 0,75 м от ранее установленных анкеров временного крепления; в сводчатых и боковых частях выработок – также винтовые анкера в шахматном порядке и с расстоянием между рядами по длине выработки 0,75 м. Основные параметры анкера: длина – 2,2 м; масса – 6,1 кг; разрывное усилие – не менее 143 кН.

В очистных камерах панелей №1 и №2 постоянное крепление возводится аналогично подготовительным выработкам и дополнительно по периметру камер под анкера устанавливается полимерная сетка (, которая выдерживает нагрузку до 3т на 1м2. Необходимость возведения полимерной сетки вызвана с целью защитить от падения отслоившихся пород, принимая во внимание возможность волнообразного характера контактных слоев продуктивного сильвинитового пласта и пород кровли.

Необходимо отметить, что в качестве одной из важнейших мер охраны очистных камер на период их отработки и последующей закладки, кроме всего, являются собственно параметры очистной выемки – оставляются жесткие междукамерные целики высокой несущей способности, в результате чего они не разрушаются горным давлением в зоне ведения очистных работ.

В качестве дополнительного крепления при ведении очистных работ для усиления междукамерных целиков и создания более упрочненной зоны горных пород в проблемных местах сопряжения выемочного штрека и очистных камер в междукамерных целиках устанавливаются винтовые анкера длиной 2,2 м с шагом 1,5 м по длине выработки.

В подготовительных выработках, проводимых комбайном «Урал-10А» с параметрами выработок 4,4х2,6 м возводится постоянное крепление по следующей схеме: плоская часть кровли крепится швеллером №16 (L=1,8 м) под винтовые анкера типа КА-20 длиной 2,2 м с расстоянием между рядами 1,5 м; сводчатые части выработки – аналогичными анкерами в шахматном порядке.

При возведении крепления в панельном и блоковом конвейерных штреках, находящихся в условиях надработки вышележащими выработками, отличие по отношению к другим выработкам, проводимым комбайном «Урал-10А», состоит в длине винтовых анкеров – она составляет 1,6 м.

Подготовительные выработки прямоугольного сечения с размерами 5,5х3,0 м, проводимые комбайном барабанного типа в панелях №3 и №4, за исключением блокового выемочного штрека, крепится по следующей схеме: в кровле – швеллер №16 длиной 5,0 м под винтовые анкера длиной по 2,2 м (в одном ряду – 4 шт.) с шагом установки по длине выработки 1,5 м; в боках – по 2 ряда винтовых анкеров (L=2,2 м) в шахматном порядке.

Крепление очистных камер производится по следующей схеме: в кровле первого верхнего хода комбайна под швеллер №16 устанавливается ряд из пяти винтовых анкеров (L=2,2 м), а в боках камеры – по 5 рядов анкеров с каждой стороны (L=2,2 м) в шахматном порядке. В боковых стенках 2-го хода (панель №3) и 3-го хода (панель №4) очистных камер устанавливается соответствующее количество рядов винтовых анкеров. Кроме того, по периметру очистных камер в кровле и боковых стенках до нижнего ряда анкеров (под швеллер и анкера) возводится полимерная сетка.

В качестве дополнительной эффективной меры охраны некоторых подготовительных выработок (панельный и блоковый конвейерные штреки, панельный вентиляционный штрек, транспортные заезды на конвейерные штреки) для обеспечения определенной податливости приконтурного массива и защиты крепи от проявления горного давления, с целью предотвращения деформирования боковых стенок и почвы выработок в виде прогибов проектом предусмотрена нарезка наклонных компенсационных щелей в почве по углом 450 от вертикали. В компенсационные щели, глубина которых должна быть не менее 1,5 м, закладываются в качестве «работающего» элемента деревянные брусья через каждые 1,0 м по ее протяженности непосредственно в процессе нарезки.

На участках шахтного поля, где непосредственно под продуктивным сильвинитовым пластом залегают проблемные карналлитсодержащие породы предусматривается оставление защитного слоя из сильвинита мощностью не менее 0,3м в почве очистных камер.

10.Подъем грузов на земную поверхность и транспортировка их по горным выработкам

10.1. Главный скиповой подъем

Годовая производительность шахты А=2300000 т ,глубина ствола

Определяем высоту подъема: Н,м:

Н=1114+10=1124 м

Определяем ориентировочное значение массы груза, поднимаемого за один подъем, т:

Выбираем скип:

Тип 1СН35-2

Масса скипа, т 30,3

Грузоподъемность скипа, т 30

Расчитываем ориентировочную массу 1 метра подъемного каната:

Выбираем канат:

Тип 6x36 (1 + 7 + 7/7 + 14) + 7 · 7 · (1 + 6) Сортамент ГОСТ 7669-80

Масса 1 м mк, кг 13,9

Диаметр dK, мм 57,0

Определяем диаметр органа навивки:

Д 80 · dK = 80 · 57,0 = 4560 мм.

Выбираем подъемную машину с цилиндрическими барабанами:

Тип ЦШ-5х4

Диаметр барабана Д, м 5

Так как глубина составляет 1114 м, целесообразно выбрать подъемную машину с двойным цилиндрическим барабаном типа 2Ц.

Установим максимальную скорость подъема:

Расчитаем ориентировачное значение мощности Р, и частоты вращения n приводного двигателя:

Принимаем для эксплуатации 4 двигателя мощностью 1250 кВт.

Выбираем электродвигатель со следующими техническими данными:

Тип АКН2-19-41-20

Мощность 1250

Частота вращения, nв, об/мин 295

Коэффициент перегрузки п 2,4

Маховый момент ротора GД2рот, Нм2 80000

Рассчитываем ориентировочное значение вращающего момента на тихоходном валу редуктора:

М = Нм

Выбираем редуктор:

Тип 2ЦД-23

Передаточное число 10,5

Вращающий момент на тихоходном валу М, Нм 1000000

Определяем расход электрической энергии на подъем угля за 1 цикл, кВтч

Wцикл = 0,00465 · Q · Н = 0,00465 · 20,0 · 765 = 71,1 кВт·ч;

W1т = кВт·ч/т;

10.2. Вспомогательный клетевой подъем

Клеть выбираем по типу вагонетки. Вспомогательный клетьевой подъем может быть двухклетьевой или одноклетьевой с противовесом. С целью уменьшения занимаемой клетевым подъемом площади в сечении ствола шахты выбираем одну двухэтажную клеть с противовесом /32/.

Так как у нас тип вагонетки ВГ-3,3 мы принимаем клеть типа 2УКН-4-1, где масса клети mкл = 13,2 т.

Высота подъема составляет:

Н = Нств + 12 = 1080 + 10 = 1090 м.

Ориентировочное значение массы 1 м погонной длины подъемного каната можно определить по формуле:

Выбираем канат:

Тип 6x36 (1+7+7/7+14)+1 о.с. Сортамент ГОСТ 7668-80 Масса 1м mк, кг 19,8

Диаметр dК, мм 72

Определяем диаметр органа навивки:

Д 80 · dк = 80 · 72 = 5760 мм.

Выбираем подъемную машину с цилиндрическими барабанами:

Тип 2Ц-6х2,8

Диаметр барабана Д, м 6

Так как глубина составляет 680 м , целесообразно выбрать подъемную машину с двойным цилиндрическим барабаном типа 2Ц.

Устанавливаем максимальную скорость подъема:

Vmax = 0,3 · = 0,3 · = 9,85 м/с.

Рассчитываем ориентировочные значения мощности Рориент и частоты вращения nориент приводного двигателя:

Рориент = 4,5 · Q · = 4,5 · 11,2 · = 1612 кВт;

nориент = 55 · = 55 · = 289 об/мин.

Выбираем электродвигатель со следующими техническими данными:

Тип АКН2-19-47-24

Мощность 1250

Частота вращения, nв, об/мин 245

Коэффициент перегрузки п 2,4

Маховый момент ротора GД2рот, Нм2 108000

Рассчитываем ориентировочное значение вращающего момента на тихоходном валу редуктора:

М = Нм

Выбираем редуктор:

Тип 2ЦД-23

Передаточное число 10,5

Вращающий момент на тихоходном валу М, Нм 1000000

Определяем расход электрической энергии на подъем угля за 1 цикл, кВтч

Wцикл = 0,00465 · Q · Н = 0,00465 · 11,2 · 587 = 30,57 кВт·ч;

W1т = кВт·ч/т;

10.3.3Транспортировка грузов по горным выработкам шахты

Основными техническими решениями транспортирование сильвинитовой руды от очистных камер до общешахтного бункера ствола № 2 предусматривается осуществлять с помощью ленточных конвейеров с шириной ленты 1000, 1200 и 1400 мм.

В качестве магистрального конвейерного транспорта (главные и панельные конвейеры) предусматривается применять конвейеры в следующем исполнении: тип грузонесущего элемента - гибкая резинотканевая лента, тяговое усилие передается конвейерной ленте, ширина грузонесущего элемента В=1400 мм и В=1200 мм, форма несущей ветви – лотковая, став конвейера жесткий, скорость ленты не менее 3,15 м/с, длина конвейерной установки до 1600 м, устройство запуска конвейера – частотное регулирование, редукторы – коническо-цилиндрические, напряжение питающей сети 660/1140 В (с возможностью переключения), частота тока – 50 Гц. Мощность привода в зависимости от длины и угла установки конвейера не менее 500 кВт и не более 1000 кВт. Конвейер с шириной ленты В=1400 мм устанавливается на период отработки 1 ЗП и монтируется в подводящей выработке к общешахтному бункеру ствола № 2. Конвейеры с шириной ленты В=1200 мм устанавливаются в главном западном и восточных конвейерных штреках, а также в панельных конвейерных штреках. После отработки 1 ЗП конвейеры с шириной ленты В=1200 мм монтируются в центральном конвейерном штреке.

В качестве участкового конвейерного транспорта (блоковые конвейеры) предусматривается применять конвейеры в следующем исполнении: тип грузонесущего элемента – гибкая резинотканевая лента, тяговое усилие передается конвейерной ленте, ширина грузонесущего элемента В=1000 мм, форма несущей ветви – лотковая, став конвейера канатный, скорость движения ленты не менее 3,15 м/с, длина конвейерной установки до 800 м, устройство запуска конвейера – частотное регулирование, редукторы – коническо - цилиндрические, напряжение питающей сети 660/1140 В (с возможностью переключения), частота тока – 50 Гц, мощность привода в зависимости от длины и угла установки конвейера не более 180 кВт.

Для транспортирования соли от проходки выработок предусматривается временная установка конвейеров с шириной ленты В=1000 мм. Отличие данных конвейеров от участковых (блоковых) в скорости движение ленты 2,6 м/с.

Из очистных камер руда самоходными вагонами ВС-30 доставляется до передвижных перегружателей для перегрузки на конвейеры с шириной ленты 1000 мм, установленные в блоковом конвейерном штреке. Далее сильвинитовая руда перегружается на конвейеры с шириной ленты 1200 мм, установленные в панельных конвейерных штреках. Затем сильвинитовая руда транспортируется до главных западного и восточного конвейерных штреков. Далее сильвинитовая руда конвейерным транспортом главного западного и восточного конвейерных штреков доставляется до конвейеров с шириной ленты 1200 мм, которыми транспортируется до общешахтного бункера ствола № 2.

Кроме того, для ускорения ввода рудника в эксплуатацию и начала добычи сильвинитовой руды в первую очередь предусматривается отработка блоков 1 ЗП. В пределах блока сильвинитовая руда транспортируется ленточными конвейерами с шириной ленты 1000 мм. Далее в панели и до общешахтного бункера ствола № 2 ленточными конвейерами с шириной ленты 1200 мм и 1400 мм.

Режим работы конвейерного транспорта принимается 340 дней в году три смены по восемь часов.

Максимальная расчетная производительность конвейеров для транспортирования сильвинитовой руды рассчитана исходя из годовой мощности рудника 7,3 млн. тонн сильвинитовой руды в год и с учетом коэффициентов неравномерности и режима работы.

Максимальная расчетная производительность конвейеров составляет: для участковых (блоковых) конвейеров 230 т/ч, панельных – 447 т/ч, магистральных – 735 т/ч. Коэффициенты неравномерности для блоковых конвейеров приняты 1,7, для панельных и магистральных – 1,5.

Схема конвейерного транспорта рудника обеспечивает загрузку руды как в общешахтный бункер, так и в подземный склад руды.

Распределения сопротивления движению ленты возникают в результате действия сил трения и перемещения материала и вращения опорных роликов, а также продольно составляющей сил тяжести ленты и груза. Местные сопротивления возникают при огибании лентой барабанов и в местах разгрузочных и загрузочных устройств.

2. Определим средний угол подъема конвейера и его длину[11] :

= = 8,00 (5.1.)

L = = = 151,5 м (5.2)

Где H-высота подъема конвейера, м ;

Lк- горизонтальная длина конвейера, м;

- угол наклона конвейера, .

По необходимой производительности ( 740 т/ч) выберем ширину ленты В = 1,2 м [14].
Определим силу тяги грузовой ветви конвейера:

Wгр = Lк[ (qл ++ ) (qл +) , Н (5.3)

Где - масса груза на 1 м погонной длины конвейерной ленты, кг/м

qгр = = = 128,5 , кг/м (5.4)

qл- масса 1 м погонной длины конвейера ленты, кг/м

qл= m л·B, (5.5)

где m л- масса ленты с площадью поверхности 1 м2, кг/м2 ( для резинотканевой ленты по приложению 2[15] m л=16 кг)

B- ширина конвейерной ленты, м;

qл=16·1,2=19,2 кг/м

qp1-масса вращающихся частей верхних роликоопор , приведенная к 1 м длины конвейера, кг/м

qp1= = 15,7 кг/м

m в- масса вращающихся частей роликоопор грузовой ветви ( по приложению 3[15], m в=22 кг)

lв- расстояние между роликоопорами верхней ветви, м (lв=1,4)

qp-масса вращающихся частей нижних роликоопор, приведенная к 1 м длины конвейера, кг/м

qp2= = = 6,8 кг/м (5.6)

m в- масса вращающихся частей роликоопор грузовой ветви ( по приложению 3[15], m в=19 кг)

lн- расстояние между роликоопорами нижней ветви, м (lн=2,8)

1- коэффициент сопротивления движению верхней ветви ленты(принимаем 1=0,04 )

Wгр =150[ (128,5+19,2+15,7) 0,04 0,035 0+(128,5+19,2) ]·9,8= 39646,8Н

Определим силу тяги порожней ветви конвейера:

Wп = Lк[(qп + ) qл L, Н (5.7)

- коэффициент сопротивления движению нижней ветви ленты( принимаем =0,04 );

Wп =150[ (19,2+6,8) 0,040 – 19,2 0]·9,8 = - 2454,9Н

Определим результирующую силу тяги и режим работы привода конвейера:

W= 1,1·( Wгр+ Wп) = 1,1 ·(39646,8-2454,9)=39646,7 Н (5.8)

Следовательно, привод работает в двигательном режиме.

Минимальное натяжение ленты у привода барабана по условию исключения ее пробуксовки, Н.

S min. сц.= ; (5.9)

Где - коэффициент запаса тяговой способности привода для данного типа конвейера (1,15-2,0);

L- тяговый фактор, определяющийся из приложения 4[15] по типу футеровки барабана( коэффициента трения) и углу обхвата L;

L- угол обхвата лентой приводного барабана: ( при L=180 м и =0,35;

L-=3,0).

S min. сц.=1==24546,6 Н

Усилия в остальных точках контура находим из выражений:

S2 = S1 + Wп=24546,6-2454,9=22091,7 Н;

S3 =К· S2= 1,05 · 22091,7 =23196,3 Н;

S4 = S3 + Wгр = 23196,3+39646,8=62843 Н

Определяем минимальное натяжение по условию провеса ленты.

Для предотвращения недопустимого провеса ленты между роликоопорами, полученные при типовом расчете минимальные значения S на грузовой Sг ветви (Н) ни в одной точке наименьшего натяжения контура ленты не должно быть меньше расчетной допустимой стрелы провеса:

Sг. min. (5-8)·(qг+qл)·lв·q·cos

Sг. min. 6(128,5+19,2)·1,4·9,8·0,990

Sг. min. 12037 Н

Данное условие соблюдено- наименьшее натяжение в любой точке контура больше допустимого минимального:

22091,7 Н12037 Н

Характер изменения величины натяжения тягового элемента по контору можно изобразить в виде диаграммы натяжения.

Рис. 5.2. Диаграмма натяжения ленты конвейера.

Определяем необходимые мощности двигателя привода конвейера:

N = · К з.м., кВт (5.10)

где - коэффициент резерва установленной мощности , = 1.1

W0 - результирующее тяговое усилие, Н;

- скорость ленты, м/с;

- КПД передаточного механизма привода, включая потери на приводном валу, =0,94.

N = ·1,1 =74,2 кВт

С учетом запаса мощности принимаем мощность двигателя 100 кВт.

Определяем фактический запас прочности ленты.

Проверка ленты на прочность при длине ленты 150 м заключается в определении фактического запаса прочности ленты.

m = [m] ;

где Sраз- разрывное усилие ленты, Н, «Матадор»,Чехия;

Sмах- максимальное натяжение ленты, Н;

[m]-запас прочности( принимаем по приложению 5, m=8.5).

m = 8,5

Полученный запас прочности сравниваем с требуемым для резинотканевых лент.

8,518,5

Следовательно, условие по прочности ленты выполняется.

Аналогично произведем расчет всех остальных ленточных конвейеров и их технические данные заносим в таблицу.

Табл. 3.1.

Технические характеристики ленточных конвейеров

№ ПОЗИЦИИ.	Длина, м	Ширина, м	Производительность, т/ч	Мощность двигателя, кВт
32	16	1200	740	36
33	128	800	523	80
34	50	1200	740	70
35	20	1200	740	50
36	60	1200	219	58
37	124	800	219	48
38	120	1200	740	100

1. Мостовой кран, Q = 15 т - 1 шт.

2. Электрическая таль, Q = 1,0-5 т - 5 шт

3. Монтажные лебедки, Q = 10-20 т – 5 шт.

4. Козловой кран , Q = 15т - 1 шт.

5. Электролебедки, Q = 3-10 т -5 шт.

6. Домкраты, Q = 10 -30 т – 10 шт.

7. Автокран, Q = 6 т -1 шт.

8.Электрокары Q = 3-5 т - 2 шт.

10.4. Меры безопасности при перевозке людей и грузов по горизонтальным и наклонным выработкам.

1. Грузовые вагонетки (секции)

1.1. Конструкции всех типов вагонеток (секций) должны обеспечивать безопасную эксплуатацию их при углах наклона выработок от 0 до 35°.

1.2. Кузов вагонетки (секции) должен изготовляться из материала с повышенными износо-коррозионностойкими характеристиками.

1.3. При расчете на прочность кузова и ходовой части вагонетки (секции) необходимо учитывать динамический характер нагрузки. Коэффициент динамичности следует принимать 1,

1.4. Конструкция вагонеток (секций) должна обеспечивать их поперечную и продольную устойчивость при всех допустимых режимах эксплуатации.

1.5. Для постановки на рельсы вагонеток (секций) на кузове должны быть предусмотрены приливы, выступы или отверстия, обеспечивающие присоединение вагонетки (секции) к прицепным устройствам грузоподъемных средств (талей, лебедок и т.п.).

1.6. Вагонетки (секции) должны иметь подвагонный упор для обеспечения маневровых операций толкателями на погрузочных и разгрузочных пунктах.

1.7. Вагонетки с донной разгрузкой (секции) должны иметь устройства, обеспечивающие надежное закрывание и исключающие самопроизвольное открывание днищ. В открытом состоянии днища не должны опускаться ниже уровня головки рельса. Это требование не распространяется на вагонетки (секции) с разгрузкой на рольгангах.

1.8. Жесткая база и общая длина вагонеток (секций) должны обеспечивать вписывание их в горные выработки и кривые рельсовых путей с нормированными радиусами закруглений. При этом величина отношения длины вагонетки к ее жесткой базе должна быть возможно минимальной.

1.9. Свободное вертикальное перемещение оси скатов в кронштейнах должно быть не менее 20 мм на вагонетках (секциях) для колеи 900 мм и не менее 15 мм на вагонетках (секциях) для колеи 600 мм.

1.10. Вагонетки (секции) вместимостью 2,0 м3 и более рекомендуется оборудовать амортизированной подвеской кузова.

1.11. Колесные пары вагонеток (секций) должны оснащаться нерегулируемыми подшипниками.

1.12. Конструкция подшипникового узла должна исключать самопроизвольное снятие колес с осей при разрушении подшипника или других элементов колес.

1.1 Вновь создаваемые вагонетки (секции) не должны иметь индивидуальную подвеску колес.

2. Пассажирские вагонетки для горизонтальных выработок

2.1. Габаритные размеры вагонеток должны обеспечивать вписывание их в сечение горных выработок, предназначенных для локомотивной откатки с соблюдением установленных Правилами безопасности зазоров.

Размеры консольных частей вагонетки должны исключать сход ее с рельсов в кривых рельсовых путей.

2.2. Кузов должен иметь вентиляционные отверстия, обеспечивающие естественную вентиляцию внутри вагонетки.

Входные проемы вагонеток должны оборудоваться сплошными дверями. Высота дверных проемов должна быть не менее 1000 мм, а ширина - не менее 700 мм.

Конструкция дверей не должна увеличивать габариты вагонетки и уменьшать ее внутренний объем при закрытом положении дверей, а также исключать их самопроизвольное открывание при движении вагонетки. Открывание и закрывание

дверей должны обеспечиваться как с внутренней, так и с наружной стороны вагонетки.

2.3. Конструкция кузова вагонетки должна обеспечивать возможность установки санитарных носилок с пострадавшим с каждой торцовой стороны и размещение по торцам вагонеток переносных сигнальных светильников.

2.4. Крыша вагонетки должна исключать попадание воды внутрь ее и надежно защищать людей от попадания кусков угля и породы. Крыша должна иметь надежный электрический контакт с рельсами через кузов и ходовую часть.

2.5. Вагонетка должна иметь устройство для ограждения меж вагонеточного пространства на высоте не менее 3/4 высоты вагонетки.

2.6. Размещение сидений внутри салона вагонетки, как правило, должно быть поперечным.

2.7. Коэффициент комфорта должен быть не менее 0,35 м2/посадочное место.

2.8. Конструкция сидений должна обеспечивать удобное положение тела человека. Поверхность сидений и спинок должна быть из материала низкой теплопроводности.

2.9. Высота от пола до крыши внутри вагонетки должна быть не менее 1250 мм, при этом расстояние от сиденья до крыши должно быть не менее 935 мм.

Пассажирские вагонетки и секции пассажирских секционных поездов для наклонных выработок

3.1. Крыша вагонетки (секции) должна исключать попадание воды внутрь вагонетки (секции) и надежно защищать людей от попадания кусков угля и породы. При расчете крыши вагонеток (секций), а также верхней торцовой стенки кузова вагонеток, предназначенных для углов наклона выработок свыше 50°, необходимо учитывать динамический характер нагрузки от падения кусков угля и породы.

3.2. Входные проемы должны иметь закрываемые на время движения ограждения, а со стороны, противоположной посадке, проемы должны оборудоваться глухими ограждениями.

3.3. Конструкция ограждений должна исключать самопроизвольное соскакивание их при движении вагонеток (секций).

3.4. Конструкция кузова должна предусматривать:
возможность установки санитарных носилок с пострадавшим в секциях и вагонетках для углов наклона до 50°;
смотровые проемы в торцовых стенках секций перед сиденьем горнорабочего (кондуктора), а также в головных вагонетках для углов наклона до 50° на передней и задней торцовых стенках, а в прицепных вагонетках для этих углов наклона - на
передней торцовой стенке (по ходу движения вниз);
отверстия (проемы), закрытые красными светофильтрами из органического стекла толщиной не менее 4 мм для использования в качестве сигнала шахтных светильников;
опорные поверхности или элементы, предназначенные для подъема вагонеток (секций);
кратчайшее расстояние между одноименными элементами соседних сидений секций, а также вагонеток для углов наклона до 50? - не менее 600 мм, высоту сиденья от пола для всех типов вагонеток (секций) - не менее 300 мм;
амортизацию сидений секций, а также вагонеток для углов наклона до 50°;
съемные внутренние перекрытия между сиденьями у вагонеток для углов наклона свыше 50°.

3.5. Коэффициент комфорта должен быть не менее 0,41 м2/посадочное место.

3.6. Конструкция сидений должна обеспечивать удобное положение тела человека. Поверхность сидений и спинок должна быть из материала низкой теплопроводности, сиденья для кондуктора должны быть полумягкими.

3.7. Вагонетки (секции) должны быть оборудованы поручнями для поддержания устойчивого положения пассажиров при торможении.

3.8. Боковые стороны сидений секций, а также вагонеток для углов наклона до 50° должны быть оборудованы ограждающими поручнями.
Боковые стороны сидений каждого этажа кузова вагонеток для углов наклона свыше 50° должны быть частично ограждены таким образом, чтобы защитить пассажиров и предупредить выпадание инструментов или других предметов, перевозимых в вагонетках.

11.Водоотлив

9.1 Выбор оборудования насосной станции главного водоотлива

Определим необходимую расчётную подачу насоса:

м3/ч;

Находим ориентировочный манометрический напор насоса:

Принимаем два насоса типа ЦНСШ 300-650. Номинальная подача насоса 300 м3/ч, а напор на одно колесо Н1к= 65 м.

Определяем необходимое число колёс насоса (Z) из условий его работы близкой к расчётной:

;

Определим диаметр трубопровода:

Для нагнетательного трубопровода принимаем диаметр - 350 мм, для всасывающего – 400 мм.

Находим необходимую мощность электродвигателя насоса:

;

Определим среднегодовой расход электричества:

9.2 Мероприятия по охране калийного рудника от затопления

Необходимость разработки мероприятий по охране калийного рудника от затопления обусловлена выполнением требования, которое предписывает наличие разработанных защитных мер в ежегодных планах развития горных работ.

Данным проектом на стадиях строительства и эксплуатации рудника предусмотрены следующие технические решения:

- вскрытие запасов шахтного поля и их отработку выполнять с оставлением охранных и предохранительных целиков, позволяющих создавать гидроизолированные участки;

- ведение горных работ в опытных панелях выполнять с научно-исследовательским сопровождением и последующей разработкой рекомендаций;

- наличие календарного плана отработки шахтного поля месторождения в пределах лицензионного участка;

- сооружение в околоствольном дворе на отм.-1114 м склада для хранения материалов и оборудования на случай аварийной ситуации по перечню, утвержденному главным инженером предприятия и согласованному с территориальными органами Госгортехнадзора России.

11.1Мероприятия по предотвращению прорыва воды в подземные выработки

С целью предотвращения от затопления горных выработок рудника водами из надсолевых отложений предусматриваются следующие мероприятия:

- сопровождение горных работ с выполнением геологического, геофизического, маркшейдерского и визуального контроля;

- принятие своевременных мер по локализации очагов первичного поступления вод или рассолов (шахтные стволы, забои разведочных выработок);

- оставление охранных целиков вокруг геологоразведочных скважин (пробуренных с поверхности), рассчитанных по рекомендациям специализированных организаций;

- крепление шахтных стволов водонепроницаемой крепью на участках водоносных горизонтов;

- ведение очистных работ по утвержденным проектам с выбором параметров систем разработки, обеспечивающих безопасность, в соответствии с рекомендациями по использованию водозащитной толщи.

В качестве охранного мероприятия проектом также рекомендована закладка выработанного пространства рудника галитовыми отходами обогатительной фабрики с сооружением насосной станции.

Временные и постоянные водоупорные гидроизоляционные перемычки должны сооружаться по проекту специализированных организаций на основе исходных данных, в которых должны быть отражены требования к месту установки перемычек и самой конструкции. В качестве типовой конструкции следует принимать бетонные многоступенчатые клиновые перемычки, рассчитанные на ожидаемое гидростатическое давление вод. Каждое такое сооружение должно иметь паспорт и акты приемочных оценок и заключений, а также результаты мониторинга.

Достоверная и детальная геологическая информация и соблюдение норм и правил проектирования, а также правил ведения горных работ гарантируют безаварийную работу рудника.

12. Вентиляция

Для проветривания рудника принят всасывающий способ с фланговой схемой расположения стволов. Главная вентиляторная установка расположена на поверхности у клетевого ствола №1.

Свежий воздух за счет общерудничного разрежения, создаваемого главной вентиляторной установкой по воздухоподающему скиповому стволу №2 поступает на рабочий горизонт. Далее по системе выработок главного направления, панельным и блоковым (транспортным и конвейерным штрекам) поступает к забоям, после чего отработанный воздух движется в обратном направлении по вентиляционным выработкам (блоковым, панельным, главным штрекам) к стволу № 1 и выдается на поверхность. Камеры околоствольного двора (гараж, склад ГСМ, склад ВМ, ПЭММ) проветриваются обособленной струей свежего воздуха.

Расчет количества воздуха производится по следующим факторам: «взрывоопасные газы», по минимальной допустимой скорости воздушных потоков и проверяется по выхлопным газам от применяемого оборудования с двигателями внутреннего сгорания. К дальнейшему расчету принимается наибольший результат.

Порядок расчета соответствует позабойной методике с последовательным расчетом количества воздуха для отдельных выработок, блоков, панелей, околоствольного двора, горизонта и рудника в целом.

Нормативный документ «Инструкция по расчету количества (расхода) воздуха, необходимого для проветривания Верхнекамских калийных рудников» принят в качестве аналога, так как наиболее полно соответствует условиям отработки Гремячинского рудника: система отработки; технология ведения горных работ; применяемое оборудование; способ и схема проветривания.

12.1 Схема проветривания рудника

Свежий (атмосферный) воздух в рабочие зоны подается за счет общешахтной депрессии. Тупиковые очистные камеры проветриваются вентилятором местного проветривания по нагнетательной схеме с трубопроводом. После вырубки на блоковый вентиляционный штрек проветривание камеры при последующих ходах очистного комбайна осуществляется по сквозной схеме за счет общешахтной депрессии. Отработанный воздух движется по блоковому вентиляционному штреку на панельный вентиляционный штрек.

Отработанные камеры отсекаются от свежей струи путем установки на блоковых вентиляционных штреках надувных передвижных вентиляционных перемычек. Количество воздуха для проветривания блоков регулируется перемычкой с дверью, расположенной на исходящей струе в том же штреке.

После отработки блока перемычки с регулирующей дверью закрываются, а в необходимых местах возводятся глухие солебетонные перемычки.

12.2 Расчет количества воздуха на период выхода рудника на проектную мощность

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания опытной панели № 1

Для проветривания отрабатываемых блоков №№ 1, 2 (блок №3 находится в резерве).

Применяемое оборудование: комбайн проходческо-добычной «Урал-20А» - 2 шт.

Расход воздуха, необходимый для проветривания призабойного пространства выработки по фактору «взрывоопасные газы»:

Qз = , м3/мин (3.1)

= q · kн · kдег · J, м3/мин, (3.2)

где q – газоносность пласта по соответствующим газам -0,1 м3/т;

kн – коэффициент неравномерности газоносности по метану- 1,65;

kдег – коэффициент дегазации отбитой горной массы, при механизированном способе отбойки -1,0;

J – техническая (указанная в руководстве) производительность забойного оборудования; для комбайна «Урал-20А» техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар = 450 Н/мм (450 кгс/см) J = 6, 4 т/мин.

где – допустимая концентрация соответствующих газов, %, допустимая концентрация метана = 0,5 % согласно п. 113 ПБ-03-553-03.

- ожидаемый дебит газовыделения, м3/мин,

= 0,1 · 1,65 · 1,0 · 6,4 = 1,056 м3/мин.

Qз = = 211,2 м3/мин = 3,52 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания очистной тупиковой выработки комбайна «Урал-20А» и проходящий через ее устье:

Qвыр = kу · Qз, м3/мин; (3.3)

где

kу – коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе, для гибких трубопроводов длиной 200м он равен 1,14.

Qвыр = 1,14 · 211,2 = 240,8 м3/мин = 4,01 м3/с.

Количество воздуха, необходимого для проветривания призабойного пространства выработки из расчета обеспечения минимальной скорости воздушной струи:

Qз =·= , м3/с, (3.4)

где

Р – периметр выработки; из выработок, проходимых в пределах блока, наибольшее сечение имеет блоковый выемочный штрек - три хода комбайна «Урал-400с»

(S = 34,1 м2, P = 22,7 м).

Qз = 0,1 · 22,7 = 2,27 м3/с.

Т.к. 2,27<4,01, то к дальнейшему расчету принимается Qвыр=240,8 м3/мин = =4,01 м3/c.

Расчет вентиляционного окна между очистными камерами и вентиляционным штреком

Площадь поперечного сечения выработки (очистной камеры) Sв=20,2 м2. Примем площадь вентиляционного окна Sок = 1,0 м2, тогда т. к. Sок/ Sв = 1/20,2 = 0,05 < 0,5, то

Sок = ,

откуда

Rок = = = 1, 3272 Н · c2 / м8.

Расход воздуха для проветривания выработки Qв = Qз = 3,52 м3/с.

Депрессия местного сопротивления (вент.окна) hок=Rок·Qв2 =1,3272·3,522=

=16,44 Па. При уменьшении площади, например, до Sок=0,5 м2, Rок== 5,4880 Н · c2 / м8, депрессия hок = 5,4880·3,522 = 68 Па, т.е. значительно возрастает.

Таким образом, площадь окна, соединяющего очистные камеры с вентиляционным штреком (для сквозного проветривания последующих очистных ходов) принимается Sок 1,0 м2.

Для проветривания подготавливаемого блока № 4

Применяемое оборудование: комбайн проходческо-добычной «Урал-400С» - 1 шт.

Расход воздуха, необходимый для проветривания призабойного пространства комбайна «Урал-400С»:

- по (3.2): = 0,1 · 1,65 · 1,0 · 5,0 = 0,83 м3/с, где 5,0 т/мин – техническая производительность при сопротивляемости пород резанию Ар = 450 Н/мм (450 кгс/см) комбайна «Урал-400С».

- по (3.1): Qз = = 166,0 м3/мин = 2,77 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания подготовительной тупиковой выработки комбайна «Урал-400С» и проходящий через ее устье по (3.3):

Qвыр = 1,25 · 166,0 = 207,5 м3/мин = 3,46 м3/с,

где 1,25 – коэффициент, учитывающий утечки воздуха для гибких трубопроводов длиной 400м.

Из расчета(3.4) минимальной допустимой скорости воздушных потоков по по выработке комбайна «Урал-400С» (S = 13,1 м2, P = 8,7 м) Qз = 0,1 · 8,7 = 0,87 < 3,46, следовательно к дальнейшему расчету принимается Qвыр = 3,46 м3/с.

Блок №3 включается в работу при аварийной остановке одного из действующих блоков. Количество воздуха для его проветривания в резервном состоянии незначительно и определяется по наибольшему числу людей, т. е. Qл = 6 · nл = 6 · 3 = 18 м3/мин = 0,3 м3/с.

Для проветривания опытной панели № 1:

Qрз = kрз · Qвыр + Qз, м3/мин (3.5)

где

kр – коэффициент, учитывающий наличие в рабочей зоне проходки тупиковых выработок, - 1,43;

Qвыр,Qз – суммарный потребный расход воздуха для соответственно тупиковых и сквозных выработок панели,

Qрз = 1,43 · (240,8 + 207,5) + 211,2 = 852,3 м3/мин = 14,2 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания панели по фактору «выхлопные газы ДВС»:

Qрз = 5 · kод · N, м3/мин (3.6)

где N – суммарная номинальная мощность одновременно работающих в рабочей зоне машин с ДВС, л.с., N = 75 л.с. для трактора типа МТЗ-80 и N = 67 л.с. для машины типа «Минка-26»;

kод – коэффициент одновременности работы машин с ДВС, при работе двух машин kод = 0,90.

Qрз = 5 · 0,9 · (75 + 67) = 639,0 м3/мин = 10,65 м3/с.

Т. к. 10,65 < 14,2 то к дальнейшему расчету принимается расход воздуха для проветривания опытной панели №1 Qрз = 852,3 м3/мин = 14,2 м3/с.

В процессе эксплуатации рудника необходимо провести натурные исследования с целью уменьшения нормы расхода воздуха на 1 л.с. ДВС в связи с применением новейшего оборудования с современными системами газоочистки.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания опытной панели №2

Применяемое оборудование и расчет по отрабатываемым блокам №№1–3 и подготавливаемому блоку №4 аналогичен вышеприведенному расчету соответствующих блоков по опытной панели №1, за исключением расчета по минимальной допустимой скорости воздушных потоков для очистной камеры - три хода комбайна «Урал-20А» (S = 54,2 м2, P = 30,2 м) Qз = 0,1 · 30,2 = 3,02 м3/с, которая не является определяющим фактором.

Расход воздуха, необходимый для проветривания опытной панели №2 по (3.5):

Qрз = 1,43 · (240,8 · 2 + 207,5) + 211,2 = 1196,7 м3/мин = 20 м3/с.

Т.к. по (3.6) 10,65 < 20 м3/с, то к дальнейшему расчету для проветривания опытной панели №2 принимается расход воздуха Qрз = 1196,7 м3/мин = 20 м3/с.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания опытной панели № 3

Для проветривания отрабатываемых блоков №№ 1, 2

Применяемое оборудование: комбайн проходческо-добычной типа 12НМ26 - 2шт.

Расход воздуха, необходимый для проветривания призабойного пространства выработки по фактору «взрывоопасные газы» по (3.1), (3.2):

= 0,1 · 1,65 · 1,0 · 15,0 = 2,48 м3/c,

где 15 т/мин - техническая производительность комбайна 12НМ26.

Qз = = 496,0 м3/мин = 8,27 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания очистной тупиковой выработки комбайна 12НМ26 и проходящий через ее устье по (3.3):

Qвыр = 1,14 · 496,0 = 565,4 м3/мин = 9,42 м3/с.

Т. к. по (3.4) Qз = 0,1 · 27,9 = 2,8 м3/с (очистная камера комбайна 12НМ26 в два хода, S = 52 м2, Р = 27,9 м) < 9,42, то к дальнейшему расчету принимается Qвыр = 565,4 м3/мин = 9,42 м3/c.

Для проветривания подготавливаемого блока №3

Применяемое оборудование и расчет по подготавливаемому блоку №3 аналогичен расчету подготавливаемых блоков опытных панелей №1 и №2: Qвыр = 207,5 м3/мин = 3,46 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания опытной панели № 3 по (3.5):

Qрз = 1,43 · (565,4 + 207,5) + 496,0 = 1601,2 м3/мин = 26,7 м3/с.

Т.к. по (3.33) 10,65<26,7 м3/с, то к дальнейшему расчету для проветривания опытной панели №3 принимается расход воздуха Qрз = 1601,2 м3/мин = 26,7 м3/с.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания опытной панели № 4

Применяемое оборудование и расчет по отрабатываемым блокам №№1–3 и подготавливаемому блоку №4 аналогичен вышеприведенному расчету соответствующих блоков по опытной панели № 3, за исключением расчета по минимальной допустимой скорости воздушных потоков для очистной камеры - три хода комбайна 12НМ26 (S = 76,0 м2, P = 38,6 м) Qз = 0,1 · 38,6 = 3,86 м3/с, которая не является определяющим фактором.

Расход воздуха, необходимый для проветривания опытной панели № 4 по (3.5):

Qрз = 1,43 · (565,4 · 2 + 207,5) + 496,0 = 2409,05 м3/мин = 40,1 м3/с.

Т.к. по (3.6) 10,65<40,1 м3/с, то к дальнейшему расчету для проветривания опытной панели №4 принимается расход воздуха Qрз = 2409,05 м3/мин = 40,1 м3/с.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ по проходке главного направления

Применяемое оборудование: комбайн проходческо-добычной «Урал-20А» - 1 шт.

Расход воздуха, необходимый для проветривания призабойного пространства комбайна «Урал-20А» Qз=211,2 м3/мин=3,52 м3/c.

Расход воздуха, необходимый для проветривания подготовительной тупиковой выработки комбайна «Урал-20А» и проходящий через ее устье по (3,3):

Qвыр = 1,25 · 211,2 = 264 м3/мин = 4,4 м3/c.

где 1,25 – коэффициент, учитывающий утечки воздуха, для гибких трубопроводов длиной 400м.

Расход воздуха, необходимый для проветривания выработок по фактору «выхлопные газы ДВС» по (3.6):

Qрз = 5 · 75 = 375 м3/мин = 6,25 м3/мин.

где 75 л.с. – номинальная мощность трактора МТЗ-80.

Т. к. 6,25 > 4,4 м3/c, то количество воздуха, необходимого для проветривания горных работ по проходке главного направления принимается по фактору «выхлопные газы ДВС» (один трактор МТЗ-80) в размере Qвыр = 6,25 м3/c.

12.3 Выбор вентиляторов местного проветривания (ВМП)

Для проветривания подготовительных тупиковых выработок комбайна «Урал-10А» предлагается ВМП типа ВМЭ-5 (изготовитель ОАО «Томский электромеханический завод им. В.В.Вахрушева» (ТЭМЗ), Россия).

Техническая характеристика вентилятора ВМЭ-5:

- номинальный диаметр, мм	500
- номинальная подача, м3/с	3,65
- номинальное полное давление, Па	2000
- максимальный полный КПД	0,66
- мощность электродвигателя, кВт	15
- частота вращения, об/мин	3000
- масса комплекта, кг	270
- габариты, мм
высота	825
ширина	800
длина	1020

Диаметр вентиляционного трубопровода для ВМЭ-5 принимается = 600мм, длина L = 400м.

Требуемое давление вентилятора

h = RВМП · QВМП2 = (kнт · Rл + Rм) · 9,81 · QВМП2, Па,

где QВМП - требуемая производительность вентилятора равная Qвыр - 3,46 м3/с;

kнт – коэффициент натяжения гибкого трубопровода, - 1;

Rл – линейное аэродинамическое сопротивление трубопровода, Rл = 13 kµ;

Rм – местное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, Rм = 2,5 kµ

h = (1 · 13 + 2,5) · 9,81 · 3,462 = 1820,3 Па.

Для проветривания подготовительных и очистных тупиковых выработок комбайнов «Урал-20А» (QВМП составляет соответственно 4,39 и 9,42 м3/с) предлагается ВМП типа ВМЭ-8 (изготовитель ОАО «ТЭМЗ»). Производительность данного вентилятора может регулироваться поворотом лопаток рабочего колеса.

Техническая характеристика вентилятора ВМЭ-8:

- номинальный диаметр, мм	800
- номинальная подача, м3/с	10
- номинальное полное давление, Па	3200
- максимальный полный КПД	0,63
- мощность электродвигателя, кВт	50
- частота вращения, об/мин	3000
- масса комплекта, кг	800
- габариты, мм
высота	1170
ширина	910
длина	1216

Диаметр вентиляционного трубопровода для ВМЭ-8 принимается = 800 мм, длина L = 200 м.

Требуемое давление вентилятора

h = (1 · 1 + 2,5) · 9,81 · 9,422 = 3046,8 Па.

При сквозном проветривании очистного хода данные вентиляторы работают без трубопровода (с несколькими рукавами, обеспечивающими поворот воздушной струи на 90) на блоковом выемочном штреке как подземные вспомогательные вентиляторные установки (ПВВУ), нагнетая воздух в очистную выработку.

12.4 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания крыла шахтного поля.

Расход воздуха, необходимый для проветривания крыла шахтного поля:

Qкр = kз · Qрз, м3/мин, (3.7)

где Qрз – суммарный расход воздуха, необходимый для подачи во все рабочие зоны крыла

Qрз = 14,2+ 21,3 + 26,7 + 40,1 + 6,25 = 108,55 м3/с;

kз – коэффициент запаса, учитывающий утечки воздуха, при центральной схеме проветривания, пластовом способе подготовки и прямом порядке отработки панелей - 1,6.

Qкр = 1,6 · 108,55 = 173,7 м3/с.

12.5 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания рудника.

Расход воздуха, необходимый для проветривания рудника:

Qруд = kруд · (Qкр + Qксн), м3/мин, (3.8)

где kруд – коэффициент запаса, учитывающий подземные общерудничные утечки воздуха, при центральной схеме проветривания, пластовом способе подготовки и прямом порядке отработки -1,35 м3/с;

Qкр – суммарный расход воздуха, необходимый для проветривания крыльев шахтного поля, -173,7 м3/с;

Qксн – суммарный расход воздуха, необходимый для проветривания камер служебного назначения.

Расход воздуха, необходимый для обособленного проветривания камер служебного назначения рудника, определяется суммированием потребностей в свежем воздухе складов ВМ и ГСМ, гаража, подземных электро-механических мастерских. Остальные камеры (насосная камера ППЗ, склад оборудования, выработки обработки грузов, ЦПП, посадочные камеры, камера ППМ, инструментальные камеры, склад хранения материалов) проветриваются последовательно.

Расход воздуха, необходимый для проветривания гаража, складов ВМ и ГСМ определяется по формуле:

Qксн = V/15, м3/мин, (3.9)

где V – объем рабочей части соответствующей камеры служебного назначения, м3.

При расчете расхода воздуха, необходимого для проветривания гаража, складов ВМ, ГСМ, ПЭММ, учитывается количество одновременно работающих в них машин с ДВС из расчета 5 м3/мин воздуха на 1 л.с. мощности двигателей.

Расчет расхода воздуха, необходимого для проветривания камер служебного назначения, сведен в таблицу 3.1.

Таблица 3.1

- Расход воздуха, необходимого для проветривания камер служебного назначения околоствольного двора

Наименование камер	Объем рабочей части камер, м3	Q = V/15, м3/мин	Nдв, л.с.	Q = 5 · Nдв, м3/мин	Расчетное количество воздуха Qксн, м3/мин (м3/с)
Подземный гараж	24840,0	1656,0	120	600	1656,0 (27,6)
Склад ГСМ	3740,0	249,3	120	600	600,0 (10,0)
Склад ВМ	1410,0	94,0	-	-	94,0 (1,6)
Медпункт	115,0	7,7	-	-	7,7 (0,1)
Санузел	280,0	18,7	-	-	18,7 (0,3)
ПЭММ	407,8*	120	600	600,0 (10,0)
Итого Qксн	2976,4 (49,6)

* Расход воздуха, необходимый для проветривания подземных механических мастерских, определяется суммированием потребностей по электросварочным и газосварочным работам, по кузнечным работам и по станкам с абразивным инструментом:

- расход воздуха по электросварочным работам определяется по формуле:

Qэс = , м3/мин, (3.11)

где - расход электродов, - 2,0 кг/час;

- норма расхода воздуха на 1кг электродов- 2800 м3/кг;

- количество постов электросварки – 2;

- норма расхода воздуха на 1 пост электросварки -2000 м3/час.

Qэс = = 160,0 м3/мин;

- расход воздуха по газосварочным работам определяется по формуле:

Qгс = , м3/мин, (3.12)

где - расход ацетилена -2,5 м3/час;

- норма расхода воздуха на 1м3 ацетилена -2500 м3/м3;

- количество постов газосварки -2;

- норма расхода воздуха на 1 пост газосварки -1700 м3/час.

Qгс = = 160,8 м3/мин;

- расход воздуха по кузнечным работам определяется по формуле:

Qкуз = 42 · Sв · nЗ, м3/мин, (3.13)

где Sв – площадь сечения входа вытяжного зонта над горном - 1,5 м2;

nЗ – число вытяжных зонтов -1.

Qкуз = 42 · 1,5 · 1 = 63,0 м3/мин;

- расход воздуха для станков с абразивным инструментом определяется по формуле:

Qст = , м3/мин, (3.14)

где - норма расхода на 1мм диаметра абразивного круга - 2 м3/час;

- диаметр абразивного круга, 240мм;

- число заточных станков, 3.

Qст = = 24,0 м3/мин.

Итого расход воздуха, необходимый для проветривания подземных механических мастерских

Qпэмм = Qэс + Qгс + Qкуз + Qст = 160,0 + 160,8 + 63,0 + 24,0 = 407,8 м3/мин.

Qруд = 1,35 · (173,7 + 49,6) = 301,5 м3/с.

Расход воздуха, необходимый для проветривания рудника, должен быть не меньше, чем определенный по формуле:

Qруд = , м3/мин, (3.15)

где - среднесуточная добыча из опасных по газу сильвинитовых пластов,

= = 20882,4 т/сут,

где 7100000 – производительность рудника, т/год,

340 – количество дней работы предприятия по добыче руды,

- удельный вес сильвинитовой руды (в массиве), = 2,09т/м3.

Qруд = = 13988,2 м3/мин = 233,1 м3/с.

К дальнейшему расчету принимается Qруд = 301,5 м3/с.

Для снижения общерудничного расхода воздуха необходимо провести натурные исследования с целью обоснования возможности перехода на последовательное проветривание камер служебного назначения околоствольного двора, в которых соблюдаются санитарные нормы (гараж, ПЭММ).

12.6 Расчет производительности главной вентиляторной установки ВМЭ-8

Qгву = kвн · Qруд, м3/мин (3.16)

где kвн – коэффициент запаса, учитывающий внешние утечки воздуха, для клетьевых стволов, используемых для подъема и спуска людей и грузов, kвн = 1,25.

Qгву = 1,25 · 301,5 = 376,8 м3/с.

Производительность вентилятора с учетом 20-и %-го резерва должен составлять Qгву20% = 376,8 · 1,2 = 452,2 м3/с.

12.7 Расчет депрессии ГВУ ВМЭ-8.

Аэродинамическое сопротивление стометрового участка группы главных транспортных (воздухоподающих) штреков (2 выработки сечением S = 20,2 м2, коэффициент аэродинамического сопротивления выработки = 0,0035 Н · c2 / м4 согласно «Руководству по проектированию вентиляции рудников соляных месторождений республики Беларусь»).

Rтрансп = = 0,000223 Н · c2 / м8.

Аэродинамическое сопротивление стометрового участка группы главных конвейерных (воздухоподающих) штреков (2 выработки сечением S=15,7 м2, = 0,0050 Н · c2 / м4)

Rконв = = 0,000527 Н · c2 / м8.

Аэродинамическое сопротивление стометрового участка главных вентиляционных штреков (2 выработки сечением S=20,2 м2)

Rвент== 0,000223 Н · c2 / м8.

Воздухораспределение:

Расход Q = 301,5 – (49,6 · 1,35) = 234,5 м3/с распределяется между транспортными и конвейерными выработками следующим образом: по группе транспортных выработок пойдет расход

Qтрансп = = = 142,1 м3/с,

а по группе конвейерных выработок Qконв = 234,5 – 142,1 = 92,4 м3/с, т. е. соответственно 60,6% и 39,4%.

Расход воздуха, поступающий на проветривание рабочих зон горизонта:

Q = = 173,7 м3/с (173,7 · 0,606 = 105,3 м3/с – по транспортным).

Средний расход воздуха на расчетном участке главного направления (транспортные выработки):

Qср.трансп = = 123,7 м3/с.

Средний расход воздуха на расчетном участке главного направления (вентиляционные выработки):

Qср.вент = = 204,1 м3/с.

Депрессия скипового ствола:

- коэффициент аэродинамического сопротивления для стволов, закрепленных монолитным бетоном, диаметром 7,0м = 0,0025 Н · c2 / м4 согласно «Рудничная вентиляция: Справочник/Под ред. К.З.Ушакова», коэффициент аэродинамического сопротивления для стволов, закрепленных металлическими тюбингами, диаметром 7,0м = 0,009 Н · c2 / м4, длина участка скипового ствола, закрепленного металлическими тюбингами – 870м, длина участка, закрепленного бетоном – 237м, средневзвешенный коэффициент сопротивления для скипового ствола

= = 0,0076 Н · c2 / м4.

Т.к. коэффициент для стволов с канатной армировкой в 1,75 раз больше, чем для стволов без армировки, то принимается = 0,0076 · 1,75 = 0,0133 Н·c2/м4;

- аэродинамическое сопротивление

R == 0,006 Н · c2 / м8,

где 0,95 - коэффициент, учитывающий загруженность поперечного сечения ствола (трубопроводы, армировка и др.).

- депрессия

hск = R· Qруд2 = 0,006 · 301,52 = 545,4 Па.

Депрессия клетевого ствола:

- коэффициент аэродинамического сопротивления для клетевого ствола, закрепленного бетоном, с консольной (малорасстрельной) армировкой, диаметром ~ 7,0м и шагом армировки 4м = 0,0118 Н · c2 / м4, т. к. коэффициент для стволов, закрепленных тюбингами, больше, чем для стволов, закрепленных бетоном в 3,6 раза (см. вышеприведенные данные), то принимается коэффициент аэродинамического сопротивления для клетевого ствола, закрепленного тюбингами, с малорасстрельной армировкой, диаметром ~ 7,0м и шагом армировки 4м = 0,0118 · 3,6 = 0,0425 Н · c2 / м4. Длина участка клетевого ствола, закрепленного тюбингами – 870м, длина участка, закрепленного бетоном – 226м, средневзвешенный коэффициент сопротивления для клетевого ствола

= = 0,036 Н · c2 / м4,

- аэродинамическое сопротивление

R = = 0,016 Н · c2 / м8,

- депрессия hкл = 0,016 · 301,52 = 1454,4 Па.

Депрессия вентканала:

- аэродинамическое сопротивление вентиляционного канала принимается по аналогии с Краснослободским рудником в размере R = 0,0013 Н · c2 / м8,

hвк = 0,0013 · 376,82 = 184,6 Па.

Депрессия ГВУ

hгву = 1,15 · (hгор + hск + hкл + hвк), Па,

где 1,15 – коэффициент, учитывающий потери давления на местные сопротивления.

Расчет депрессии вентиляционной сети Гремячинского рудника (депрессии ГВУ) сведен в таблицу 3.2.

Таблица 3.2

Расчет депрессии ГВУ

Наименование выработок	, Н·c2/м4	L, м	P, м	S, м2	Q, м3/с	h, Па
	R, Н · c2 / м8
1	2	3	4	5	6	7
Ствол №2	0,006	301,5	545,4
Главные транспортные выработки	0,00424 (L=1900м)	124,9	66,1
Транспортный штрек панели №4	0,0035	5000	21,0	20,2	19,9	17,7
Блоковый выемочный штрек панели №4	0,002	300	27,0	40,5	8,3	0,02
Очистная камера панели №4	0,002	200	25,0	36,0	8,3	0,01
Блоковый вентиляционный штрек панели №4	0,005	300	16,3	15,7	8,3	0,4
Вентиляционный штрек панели №4	0,0035	5000	21,0	20,2	32,7	47,7
Депрессия панели hпан = 65,8 Па
Главные вентиляционные выработки	0,00424 (L=1900м)	206,1	180,1
Депрессия горизонта hгор = 312,0 Па
Ствол №1	0,016	301,5	1454,4
Вентканал	0,0013	376,8	184,6
Суммарная депрессия h = 2496,5 Па
Депрессия ГВУ hгву = h · 1,1 = 2530,0 · 1,1 = 2746,1 Па

Аэродинамическое сопротивление вентиляционной сети R = hгву/Qгву2 =

= 2746,1/376,82 = 0,0193 Н · с2 / м8.

Депрессия ГВУ с учетом 20-ти % резерва: hгву20% =R·Qгву20%2 =0,0193·452,22=

= 3946,6 Па.

Потребляемая мощность ГВУ:

N = , кВт, (3.17)

где - КПД вентилятора, принимается = 0,85,

- КПД двигателя, равный 0,9,

- КПД передачи, равный 0,925;

Параметры вентиляционной сети рудника на период выхода на проектную мощность сведены в таблицу 3.3

Таблица 3.3

– Параметры вентиляционной сети Гремячинского рудника на период выхода на проектную мощность

Расход воздуха для проветривания рудник Qруд, м3/с	301,5
Производительность ГВУ, Qгву, м3/с	376,8
Производительность ГВУ с Крез. =1,2, м3/с	452,2
Депрессия ГВУ hгву, Па	2746,1
Депрессия ГВУ с Крез. =1,2, Па	3946,6
Аэродинамическое сопротивление вентиляционной сети, R, Н · с2 / м8	0,0193
Потребляемая ГВУ мощность, N, кВт	1493,7

13. ЭНЕРГОСНАБЖЕНИЕ И ОСВЕЩЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

13.1. Выбор электрооборудования и схемы электроснабжения добычного участка

Электроэнергия через комплектные распределительные устройства (КРУ) от главной поверхностной подстанции по двум бронированным кабелям, которые проложены по вспомогательному стволу, подается в центральную подземную подстанцию, расположенную в одной из камер околоствольного двора.

На поверхности кабель прокладывают в траншее до центра вертикального ствола, а перед вводом в ствол устанавливаются специальные окна в шейке ствола на глубине не менее 1м от поверхности. При этом исключается возможность прикосновения с металлическими конструкциями надшахтных сооружений.

Ввод кабелей в ЦПП производится по трубному ходку.

Схема энергоснабжения добычного участка:

РПП-6 получает питание 6кВ по кабелю ЭВТ-6000 от ЦПП. В составе РПП-6 имеется высоковольтная ячейка КРУ-6, от которой напряжение 6кВ подается кабелем ЭВТ-6000 к ПУПП. Между РПП и ПУПП по соображениям безопасности установлены разделительный трансформатор РТ-6/6кВ и аппарат общесетевой защиты от утечек тока А30-6 в обособленной сети 6кВ. От ПУПП по кабелям ЭВТ-1140 питается участковый распределитель, состоящий из взрывобезопасных комплектных устройств управления КУУВ-350, магнитных пускателей ПВ и т.д. От КУУВ-350, магнитных пускателей по кабелям КГЭШУ КГЭШ питаются двигатели различных машин.

Комбайн проходческо-очистной «Урал-20Р» предназначен

для применения на очистных работах в камерах и проходки

выработок. Он представляет собой систему машин, объединенных для выполнения всего комплекса технологических операций по добыче калийной соли. Комплекс оснащен оборудованием под напряжение 1140В. перечень электрооборудования и кабелей, обеспечивающих электропривод и электроснабжение комбайна <Урал 20а>, приведен ниже. Перечень электрооборудования и кабелей, обеспечивающих электропривод и электроснабжение добычного участка, приведен ниже и принят на основание Типовых технологических схем очистных и подготовительных работ:

- комбайн Урал 20а– два электродвигателя ВАО2-315М6 с водяным охлаждением мощностью 160кВт каждый;

- комплекс устройств автоматизации КУАК.01 УХЛ5 совместно с аппаратурой управления механизированными УМК (штрековая), аппаратурой предупредительной сигнализации и громкоговорящей связи АС3СМ, системой управления по каналу инфракрасного излучения УЗМ;

- насосная станция ЦНСШ 300-650– электродвигатель 2ВР250S6, мощностью 45 кВт;

- трансформаторная подстанция – ТСВП-63/16-1,2; сухой трансформатор мощностью 630 кВ·А, автоматический выключатель А37344Б на 1140 В, блок защитного отключения Б30-1140, блоки компенсации емкости и шунтирования поврежденной фазы БКЗ-1140, заземляющий короткозамыкатель с ручным управлением;

- распределительный пункт 1140 В – взрывобезопасное комплектное устройство управления КУУВ-350 (2шт), магнитные пускатели ПВ-1140, пост управления штрековый, пульт управления;

- агрегат пусковой АПВИ-1140-сухой трансформатор 1140/127 мощностью 3,5 кВ·А, со стабилизатором напряжения, автоматический

выключатель ВА3-18329-У5, два магнитных пускателя ПМЕ-211, реле утечки РУВ-127;

- кабельная сеть- кабель, бронированный марки КГЭШ и КГШУ.

Схема электроснабжения добычного участка приведена на листе 7 графической части проекта. Основные параметры электрооборудования комплекса сведены в таблице 13.1.

Таблица 13.1.

Потребитель	Электродвигатель	Мощ- ность, кВт	Номи- нальный ток,А	КПД	Cos	In/In	In/In
Урал 20а	ВАО2-315М6	2х160	2х182	85,5	0,81
СПЦ163	ЭДКОФ4-55-У5	2х110	2х35	92,5	0,85	7,5	3,5
СП230	2ЭДКОФВ-225М4	2х55	2х35	92,5	0,85	7,5	3,5
УНВ-2	ВРПВ-160М4	18,5	12,5	90,5	0,85	6,5	2,5
АПВИ-1140		3,5	2,5	92	0,4
АОС-4В		4	3,8	90	0,4
Итого:		676	452,8

Определяем электрическую нагрузку участка и выбираем трансформаторную подстанцию:

Определяем коэффициент спроса по формуле, предложенной Центрогипрошахт,

kc = b+d ·;

где b и d – коэффициенты, учитывающие вид механизации очистных работ;

Для механизации добычи угля предусматривается применение комплексов с механизированной крепью, автоматической электрической блокировкой очередности пуска электродвигателей, входящих в состав комплекса. Следует принимать b=0,4, и d=0,6;

Pmax - номинальная мощность наиболее крупного электродвигателя на участке;

Рс – суммарная номинальная мощность электродвигателей участка.

;

Расчетная активная потребляемая мощность участка, кВт

;

Средневзвешенный расчетный коэффициент мощности участка:

Cosу=,

где n – число электроприёмников участка, исключая технически несовместимые и резервные;

Рi – расчетная нагрузка i-го электроприемника, кВт;

Cosi – коэффициент мощности i-го электроприемника, соответствующий его расчетной нагрузке.

;

Расчетная полная потребляемая мощность участка

;

Расчетный ток электроприемников участка

;

где Unom = 1,14 – номинальное значение низшего напряжения ПУПП.

Коэффициент, учитывающий комплексные условия микроклимата

Kk=1,175+0,03Vc-0,005t0±2,5·10-5·Hв,

Где Vc – скорость постоянного движения воздуха в месте установки по данным замеров или наименьшая по ПБ, м/с

t0 – температура воздуха в месте установки (фактическая, прогнозируемая по опыту работы других участков или наибольшая допустимая по ПБ),С;

Нв – глубина выработки ниже уровня моря или над уровнем моря, м;

Kk = 1,175+0,03·1-0,005·22±2,5·10-5·647=1,111

Расчетная мощность ПУПП с учетом микроклимата, кВ·А:

;

Для питания потребителей участка принимаем трансформаторную подстанцию ТСВП-600/6-1,2.

13.2. Кабельная сеть добычного участка

Для передачи электрической энергии токоприемника добычного участка, в условиях проектируемой шахты принимаем типовые сечения кабелей, которые сведены в таблице 13.2.

Таблица 13.2.

Потребитель	Номинальный ток, А	Марка и сечение жил кабеля	Допустимая нагрузка, А	Длина кабеля, м
ПУПП	60,6	ЭВТ6000 3·25+1·10+1	81	1300
РПП	304,312	ЭВТ 3·70+1·10+4·4	10	170
Урал 20а	234	КГЭШ 3·16+1·10+6·2,5	250	250
СПЦ163	70,5	КГЭШ 3·16+1·10+6·2,5	250	250
СП230	70,5	КГЭШ 3·16+1·10+6·2,5	250	250
ПТК-2	35	КГЭШ 3·16+1·10+6·2,5	105	50
1УЦНС-13	24	КГЭШ 3·6+1·4+3·2,5	58	50
СНТ-32	74	КГЭШ 3·16+1·10+3·2,5	105	50
УНВ-2	12,2	КГЭШ 3·6+1·4+3·2,5	58	100

Согласно требованиям ПБ ПТЭ освещению подлежат:

Электромашинные камеры и камеры околоствольного двора; транспортные выработки в пределах околоствольного двора; приемные площадки уклонов и бремсбергов; места пересыпа соли и пункты посадки людей; лавы, людские ходки, оборудованы механизированной перевозкой людей.

В пределах выемочного участка используется аппарат осветительный АОС-4В мощностью 4кВ с выходным стабилизируемым напряжением 127В.

Светильники, установленные в очистных забоях, должны иметь со стороны выработанного пространства защитные устройства, предохраняющие рабочих от слепящего действия лавы. Неиспользованные кабельные вводы на светильниках должны быть закрыты заглушками. При эксплуатации осветительных установок необходимо систематически очищать колпаки светильников от осевшей пыли и заменять сгоревшие лампы. Применение ламп без защитных колпаков недопустимо.

Ниже приведен расчет осветительной сети лавы и ярусного откаточного штрека от ПУПП до забоя (длина лавы 220м; ярусный откаточный штрек освещается ПУПП до забоя на длине 30м). Для освещения принимаем рудничные люминесцентные светильники типа РВЛ-20М.

Определяем освещенность на почве откаточного штрека:

Еr =,

где С- коэффициент, представляющий отношение светильного потока, принятой лампы к световому потоку условной лампы, для которой Ф=1000лм, С=980/1000=0,98;

– угол рассеивания, вычисляется по формуле:

tga = ,град;

где L – полурасстояние между светильниками, принятое по ТПЭ;

Н – высота подвеса светильника от почвы, принимается по ПТЭ;

tga ==1,364, откуда =54°, J=97кд;

J – сила света под углом и оси светильника; при =54°, J = 97кд;

k3 – коэффициент запаса, учитывающий запыленность колпака светильника и старения нити лампы принимается согласно ПТЭ, k3=1,6 .

Тогда

Еr = =5,07.

Данный результат выше минимальной освещенности 2 к, принятой ПТЮ и следовательно, светильник РВЛ 20М допускается к эксплуатации.

Определяем количество устанавливаемых светильников

- в очистном забое, согласно ПТЭ, светильники устанавливаем через 4м.

Их количество будет равно 220/4=55шт.

- в штреке согласно ПТЭ, расстояние между светильниками принимаем 6 м. Количество светильников будет равно 30/6=5шт.

- общее количество составит 55+5=60штук.

Определяем мощность трансформатора для питания светильников:

Smp = ,кВ·А,

Где Рл – мощность лампы, Вт;

nл - количество ламп, шт;

с – к.п.д. кабельной сети;

nсв – к.п.д. светильника;

cos – коэффициент мощности светильника;

Smp = кВ·А,

К установке принимаем осветительный трансформатор АОС-4В мощность 4кВ·А, напряжением 1140/127В.

М==1,15кВт·м;

v – нормируемая потеря напряжения ( в подземных выработках уголных и сланцевых шахт отклонение напряжения не должно превышать в осветительной 4%);

С – коэффициент, зависящий от проводимости материала проводника и напряжения сети, (для трехфазных линий при равномерной нагрузке и напряжении сети 127 В для проводников из меди с=8,5).

Определяем сечение жилы осветительного кабеля:

S = =3,4мм;

К прокладке принимаем гибкий кабель марки ГРШЭ 3412,5 с сечением рабочей жилы 4 мм.

13.3 Мероприятия по предупреждению поражения людей электрическим током

Шахтные электрические сети и электрооборудование должны эксплуатироваться при наличии зашиты в исправном состоянии в соответствии с требованиями ГТБ.

Для предупреждения поражения электрическим током предусматривается:

- применение электрооборудования в рудничном исполнении, причём область и условия • его применения должны соответствовать требованиям ПБ

- применение блокировки, исключающей ошибочное действие обслуживающего персонала и • препятствующей открыванию оборудования при наличии питающего напряжения

- устройство защитных ограждений, исключающих случайное прикосновение человека к аппаратуре, находящейся под напряжением

- ограждение от доступа посторонних людей закрывающимися дверями камер подстанции и электромагнитных камер

- обязательное применение индивидуальных защитных средств и предупреждающих плакатов при работе с электрооборудованием

- устройство заземляющей сети и всего оборудования участка выполненное в соответствии с «Инструкцией по устройству, осмотру и измерению сопротивления шахтных заземлений», а также применение защитного отключения.

Охрана труда

14.1 Основные производственные вредности или опасности в шахте

К наиболее распространенным опасностям на проектируемой шахте относятся:

- обрушение или вывалы кусков угля и породы;

- движущиеся и вращающиеся части машин;

- поражение электрическим током и др.

К основным производственным вредностям на шахте относятся:

- шахтная атмосфера и возможное присутствие в ней вредных газов способных вызвать отравление и хронические заболевания;

- шахтный климат – температурный режим и влажность, приводящие к тепловым ударам или замерзанию;

- шахтная пыль – вызывает заболевания пневмоканиозом у трудящихся;

- дискомфортные условия труда, приводящие к заболеванию бурситом и другими болезнями, вызванными стесненностью рабочего места;

- шум и вибрация машин и механизмов, способны привести трудящихся к тугоухости и вибрационной болезни;

- освещение выработок, влияет на зрение плохая освещенность.

Распределение общего числа травматизма по местам работ наибольшее значение имеет в очистных и подготовительных забоях. Собственно распространение общего травматизма по профессиям наибольшее значение имеет у рабочих по добыче и проходчиков. Основные мероприятия по охране труда и снижению уровня травматизма на проектируемой шахте рассмотрено выше в соответствующих разделах.

Основные мероприятия по обеспечению благоприятных санитарно гигиенических условий труда рассмотрено ниже.

14.2 Основные мероприятия по обеспечению благоприятных санитарно-гигиенических условий труда

14.2.1. Мероприятия по обеспечению нормальных климатических условий в шахте. Самочувствие. Самочувствие и работоспособность человека в условиях подземных горных работ определяются совместным действием на его организм температуры, влажности и скорости движения воздуха.

Чрезмерный перегрев организма ухудшает работоспособность, резко учащает пульс и дыхание, нарушает водосолевой баланс, замедляет мыслительную деятельность и др.

При охлаждении тела человека резко падает работоспособность, теряется координация движений, их быстродействие, опасная заторможенность центральной нервной системы.

Для обеспечения нормальных климатических условий в горных выработках, где постоянно находятся люди, устанавливаются допустимые пределы температуры воздуха в зависимости от его влажности и скорости движения.

Согласно [7] температура воздуха в действующих горных выработках у мест, где работают люди, не должна превышать 260 С при относительной влажности до 90% и 250 С при относительной влажности более 90%.

Обеспечение нормальных климатических условий труда в горных выработках осуществляется путем совершенствования вентиляции – увеличения количества воздуха, подаваемого в шахту, применения восходящего проветривания очистных забоев, проветривания забоев подготовительных выработок с увеличенными скоростями воздуха; снижение относительной влажности воздуха, что позволяет улучшить теплоотвод от организма человека за счет испарения влаги с поверхности тела; размещение оборудования выделяющего тепло (трансформаторов, насосных и аккумуляторных станций), на горизонтах и выработках, по которым направляется исходящая струя воздуха; кондиционирования воздуха, подаваемого в горные выработки.

14.2.2. Меры борьбы с рудничной пылью как профессиональной вредностью. Борьба с пылью на горнодобывающих предприятиях имеет большое социальное значение. Поэтому разработка и внедрение новых высокоэффективных способов и средств борьбы с пылью является актуальной задачей. В настоящее время все мероприятия по борьбе с пылью можно подразделить на следующие основные группы:

- предупреждение или снижение пылеобразования )разработка и внедрение машин и комбайнов, работающих на принципе крупного скола, и использование струй воды высокого давления, предварительное увлажнение массива);

- осаждение пыли, взвешенной в воздухе (орошение);

- разжижение взвешенной в воздухе пыли (вентиляция);

- предупреждение или снижение пылеобразования осуществляется за счет гидравлического или гидромеханического разрушения массива.

Одним из эффективных методов предотвращения пылеобразования является предварительное увлажнение угольного массива. Сущность предварительного увлажнения заключается в том, что нагнетаемая в пласт под давлением жидкость приводит к увеличению влажности угля, вызывающему образование пылинок, находящихся в трещинах, агрегатов, которые при поступлении в воздух быстро осаждаются.

Наиболее распространенным способом осаждения пыли из воздуха является орошение. Суть его заключается в том, что при движущейся в воздухе капли жидкости с пылинкой происходит их соударение, захват каплей пылинки и ее смачивание. Образовавшийся при этом агрегат капля – пылинка выпадает из воздуха на почву или осаждается на стенки выработки.

В тех случаях, когда комплекс противопылевых мероприятий не обеспечивает снижение концентрации пыли на рабочих местах горнорабочих до ПДК, применяют средства индивидуальной защиты (СИЗ) органов дыхания от пыли.

14.2.3. Мероприятия по защите людей от производственного шума и вибрации в горных выработках. По своей природе шумы делятся на механические, аэродинамические и магнитные.

Механические шумы возникают в результате динамических процессов и упругих деформаций в соединениях машин и механизмов. Аэродинамические шумы образуются при выхлопах, пульсациях давления, при вихреобразовании в газах и жидкостях. Магнитные шумы обусловлены силами, возникающими в воздушном зазоре между статором ротором электрической машины.

Для снижения механического шума применяются детали из не шумящих материалов, вибропоглащающие прокладки и эластичные муфты. При невозможности снижения шума в самих источниках его образования они заключаются в звукопоглащающие кожухи.

Снижение аэродинамического шума осуществляется при помощи присоединенных или встроенных глушителей. Простейшим видом глушителя является резиновый шланг, отводящий выхлопной воздух.

Если комплекс технических, организационных и других мер не обеспечивает нормальных условий труда по шуму, используются различные средства индивидуальной защиты (антифоны, беруши, шумозащитные наушники и шлемы).

Вибрации – колебания упругих тел частотой ниже 20 Гц.

Местная вибрация характеризуется колебаниями инструмента и оборудования, передаваемыми к отдельным частям тела (например, к рукам при работе ударными и вращательным инструментом).

При общей вибрации колебания передаются всему телу от работающих механизмов на рабочем месте через пол, сидение или рабочую площадку.

Для снижения степени воздействия местных вибраций необходимо осуществлять эффективные меры по снижению интенсивности вибраций в источнике их образования. Для этих целей применяют специальные виброгасящие рукоятки из эластичного материала, виброгасящие пружинные каретки, специальные пневмоподдержки, исключающие постоянный контакт человека с вибрирующим инструментом. Хороший эффект дает применение рукавиц с поливиниловыми вкладышами, которые защищают руки как от высокочастотной вибрации, так и от охлаждения выбрасываемым сжатым воздухом. Для предупреждения распространения вибраций на рабочие места проводятся технические мероприятия, заключающиеся в устройстве специальных фундаментов и амортизаторов [8].

14.2.4. Индивидуальные средства защиты. В целях предохранения и защиты организма человека от неблагоприятного воздействия окружающей среды в горной промышленности применяют средства различного назначения.

Для защиты органов дыхания от проникновения пыли применяют противопылевые респираторы. К конструкции респиратора и его техническим данным разработаны определенные требования: он должен обеспечить очистку воздуха о пыли до допустимых санитарных норм; разность давлений при вдохе не должна превышать 40 Па, а при выдохе 30 Па для бесклапанных и 50 Па для клапанных респираторов; респиратор не должен стеснять движений при работе, раздражать кожу лица; должен удобно крепиться на голове.

Для защиты от шума применяют специальные шлемы, наушники, тампоны из волокнистых материалов и эластичные вкладыши, а для защиты от вибрации – виброзащитную обувь, коврики и рукавицы. Средства индивидуальной защиты от шума должны иметь высокую эффективность, обеспечивать прием предупредительных сигналов, быть простыми и удобными в эксплуатации.

Для предупреждения воспаления околосуставных сумок, коленных и локтевых суставов, приводящему к заболеванию бурситом, служат наколенники и налокотники. Они представляют собой пластины из микропористой резины толщиной 8 – 12 мм, укладываемые в специальные карманы на брюках и рукавах куртки.

Для защиты головы от повреждения падающими предметами используют головные уборы – каски, конструкция которых обеспечивает амортизацию удара и исключает прямое воздействие.

С целью исключения переохлаждения организма человека, особенно в зимний период, горнорабочим выдается фуфайка и ватные брюки.

14.2.5. Санитарно – бытовая служба и медицинская помощь. С целью сохранения здоровья горнорабочих в нашей стране действует научно обоснованная комплексная система по предотвращению профессиональных заболеваний, которая включает следующие виды охранных мер.

1. Технические.

Борьба с пылеобразованием (предварительное увлажнение горного массива, орошение, сухое пылеулавливание).
1. Применение средств индивидуальной защиты (противопылевые респираторы).
2. Обеспылевание и стирка спецодежды.
3. Нормализация теплового режима.
4. Снижение влажности в горных выработках (борьба с капежом, перекрытие водоотливных канавок).
5. Применение спецодежды для снижения охлаждающего влияния воздуха и защиты от капежа.
6. Применение глушителей для снижения неблагоприятного воздействия шумов при эксплуатации оборудования, являющегося источником шума.
7. Использование противошумовых индивидуальных средств.

2. Нормативные (ПДК пыли и ядовитых газов, санитарные нормы микроклимата в горных выработках, допустимые уровни звукового давления и вибрации).

3. Медико-профилактические (медосмотр при приеме на работу, ежегодный профосмотр с рентгенографией, ингаляция органов дыхания и др.).

4. Организационно-правовые (перевод на другую работу в случае обнаружения признаков профессионального заболевания с сохранением прежней зарплаты и др.).

На каждой шахте имеется здравпункт, штат которого устанавливается в зависимости от списочного числа работающих и может состоять из одного – четырех врачей. Если число работающих превышает 500 чел., то устраивается и подземный здравпункт с круглосуточным дежурством медицинского персонала.

Для более успешного оказания первой помощи во всех цехах на поверхности, АБК, в околоствольном дворе, на эксплуатационных участках от погрузочных пунктов более чем на 500 м, должны размещаться аптечки первой помощи. Всех рабочих на горных предприятиях должны снабжать индивидуальными перевязочными пакетами.

14.3 Порядок расследования несчастных случаев

Расследование и учет несчастных случаев проводят в соответствии с «Положением о расследовании и учете несчастных случаев на производстве». Расследованию подлежат такие аварии, не сопровождавшиеся травмированием людей.

О каждом несчастном случае лица, его увидевшие, или сам пострадавший, обязаны сообщить горному диспетчеру, а также горному мастеру или другому техническому руководителю, находящемуся на участке (в цехе). Получив извещение о несчастном случае находящееся на участке лицо надзора обязано организовать первую медицинскую помощь пострадавшему (если они в этом нуждаются) и доставку их в подземный медпункт, или на поверхность. Одновременно с этим лицо надзора обязано вывести в безопасное место других людей, которым угрожает опасность. Следует также принять меры к сохранению без изменений обстановки на месте происшествия, чтобы это, однако, не мешало работам по ликвидации аварии, если она продолжается.

Горный диспетчер (начальник смены, дежурный по шахте), получив сообщение о несчастном случае, должен известить о нем главного инженера шахты.

Главный инженер или директор предприятия (если первый занят ликвидацией аварии) обязан сообщить о происшествии (кроме единичных случаев с легким исходом) вышестоящей хозяйственной организации и местной прокуратуре.

Процесс расследования складывается из осмотра места несчастно случая, рассмотрения технико-организационной документации, опроса свидетелей и проведения эксперимента (в отдельных случаях). В первую очередь выясняются время, место и характер происшествия, вызвавшего несчастный случай.

Необходимо также организовать охрану места происшествия (вплоть до окончания расследования), чтобы там не проводились изменения в обстановке, а также проследить, чтобы были изъяты и хранились у инспектора Госгортехнадзора все связанные с происшествием документы (паспорта, проекты, книги нарядов, наряды – путевки и т.д.).

Если авария продолжается или ведутся спасательные работы, то все вызываемые этим изменения в обстановке на месте происшествия должны фиксироваться работниками ВГСЧ.

По результатам расследования составляют акт. Причины и условия возникновения несчастного случая нужно излагать так, чтобы было ясно, как они привели к этому.

Все несчастные случаи регистрируются в специальном журнале, а на каждого пострадавшего составляют акт по форме Н-1.

15. Специальная часть дипломного проекта: Определение рационального места заложения околоствольного двора.

15.1. Анализ состояния вопроса

Анализ геологических материалов показал сложное строение горных пород по вертикальному разрезу в районе заложения горных пород по вертикальному разрезу в районе заложения шахтных стволов. Непосредственно под продуктивным пластом, имеющим незначительную мощность (около 2,5м),залегают слабоустойчивые карналлитосодержащие породы, а над пластом происходит переслаивание каменной соли и магнезиально-доломит-ангидритовых пород. При зтом над сильвинитовым пластом находятся менее устойчивые магнезиальносодержащие, а выше по разрезу-наиболее устойчивые агидритовые и доломитовые породы.

К сравнению были приняты два наиболее оптимальных варианта привязок выработок рабочего горизонта:

-первый вариант -в магнезиальносодержащих породох;

-второй вариант-в доломито-ангидритовых породах.

При этом в первом варианте более увеличенной является глубина шахтных стволов, но при этом минимальна протяженность уклонных частей магистральных выработок, обеспечивающих выход на сильвинитовый пласт; во втором варианте уменьшается глубина стволов, но увеличивается длина уклонов на главных штреках.

Следует отметить, что под привязкой выработок по геологическому разрезу подразумевается размещение значительной (около 90%) большей части выработок на основном горизонте. Остальная часть выработок ( вспомогательный горизонт) размещается несколько выше основного горизонта по вертикальному разрезу.

Обоснованность предложенных привязок выработок околоствольного двора вызвана следующими причинами:

-в первом варианте при невозможности размещения выработок в продуктивном пласте, ввиду его значительной мощности и наличия непосредственно над ним слабоустойчивых и потенциально газоносных карналлитосодержащих пород, они заложены на минимально возможном удалении от сильвинитового пласта выше по разрезу, что обеспечивает, в свою очередь , минимальную протяженность уклонов для выхода на разрабатываемый пласт ;

-во втором варианте предложено расположение выработок основного рабочего горизонта в наиболее устойчивых доломитовых породах на 27,0м выше по разрезу по сравнению с первым вариантом.

15.2 Критерии сравнения вариантов.

К сравнению вариантов приняты две группы факторов - горнотехнические, среди которых особое значение имеет геомеханическая оценка, а также экономические факторы.

К группе горнотехнических факторов отнесены:

--геомеханические с учетом специфических условий месторождения;

- расчет устойчивости горных выработок и выбор эффективных способов их крепления и подержания;

-подъём руды, спуск и подъём людей и грузов различного назначения по вертикальным шахтным стволам;

-конвейерный транспорт полезного ископаемого;

Рудничная вентиляция по стволам и другим, участвующим в сравнении выработкам околоствольного двора;

-гидротранспорт оборотных рассолов при ведении закладочных работ.

К группе экономических факторов отнесены:

-капитальные затраты;

-эксплуатационные затраты;

-сроки строительства.

15.3Сравнеие вариантов привязки околоствольного двора

Анализ полученных результатов по расчетным значениям величин смещения пород на контуре поперечного сечения выработок околоствольного двора при их размещении:

- по первому варианту породы кровли при их ширине 3,0-3,5м относятся к среднеустойчивым, а при ширине более 3,5м – к неустойчивым. Породы боковых стенок – к среднеустойчивым. Породы почвы для выработок шириной от 3,0до 4,5м относятся к неустойчивым, а при ширине более 4, 5м – к очень неустойчивым. Поэтому для крепления выработок околоствольного двора наиболее приемлемыми и надёжными приняты металлобетонные крепи и анкер -металлические крепи .Объём горно-капитальных работ на сооружение околоствольного двора составил около 200000м.Общая стоимость строительства составит 1,2 млрд.руб. Для крепления транспортных , конвейерных и вентиляционных уклонов принимаем сборную тюбинговую или блочную крепь, металлобетонную крепь и металлическую податливую крепь при породах 3и 4 категории применяем металлическую податливую крепь с обратным сводом в почве выработок. ;

-по второму варианту породу кровли относятся к весьма устойчивым и устойчивым поэтому принято следующее крепление: - для одиночных выработок и камер шириной до 5,0 м – комбинированная крепь из набрызбетона толщиной не менее 50мм с анкерами и полимерной сеткой; -для выработок с пролетами более 5,0м а также на сопряжении более усиленная анкер-металлическая крепь как в первом варианте. Общая стоимость строительства составит 840млн.руб. Для крепления транспортных , конвейерных и вентиляционных уклонов пород 1 и 2 категории устойчивости применяем комбинированные крепи из полимерной сетки. Стоимость проведения выработок представлена в таблице 5.1

Таблица 5.1Стоимость проведения выработок.

Наименование выработок	Первый вариант	Второй вариант
	Вид крепи	Стоимость тыс.руб	Вид крепи	Стоимость тыс.руб
Главный северный вентиляционный штрек №1и №2	Комбин. метал. сетка и набрызгбетон.	23772	Метал. ароч. податлив	42419,4
Главный северный транспортный штрек, вспомогательный транспортный штрек №1, транспортная сбойка №1	Метал. ароч. податлив	36720	Комбинир.метал.сетка и набрызгбетон	64030,3
Главные северные конвейерный и транспортный штреки №2,	Комбин. метал. сетка и набрызгбетон	528669	Метал. ароч. податлив	76583,1
Итого		113161		183032,8

Расход электроэнергии на транспортировку по стволам и горным выработкам представлен в таблице 5.2

Таблица 5.2. Расход электроэнергии на транспортировку руды

№ п/п	Наименование параметра	Расход электроэнергии	Разница пер. вар. -второй
		Первый вариант	Второй вариант
1	Транспортировка по скиповому стволу	1711150	1682388	+28762
2	Транспортировка по клетьевому стволу	172278	166769	+5509
3	Конвейерный транспорт руды	2972484	3586320	-613836
4	Гидротранспорт рассолов при закладочных работах	4191,5	4183,7	+7,8

Экономическое сравнение вариантов.

В качестве критерия эффективности приняты минимальные приведенные затраты учитывающие стоимость единовременных (капитальных ) вложений и затрат по эксплуатации.

Э=С+ ЕК min

Где С- годовые эксплуатационные затраты, руб.,

К- капитальные затраты, руб.,

Е-коэффициент эффективности.

Таблица 5.3 Сравнение вариантов

№п/п	Наименование показателей	Значение, млн. руб
		Вариант №1	Вариант №2
1	Капитальные вложения	765	69,6
2	Эксплуатационные затраты	2,75	2,38
3	Приведенные затраты	79,25	9,34

В таблице приводятся экономические показатели по сравниваемым вариантам за весь срок эксплуатации месторождения

Таблица 5.4. Экономические показатели по сравниваемым вариантам за весь срок эксплуатации

№п/п	Наименование показателей	Значение, млн. руб
		Вариант №1	Вариант №2
1	Капитальные вложения	765	69,6
2	Эксплуатационные затраты	165	142,8
Итого	930	212,4

Сроки строительства по первому варианту дополнительных 27 м составят по клетьевому стволу 25суток, по скиповому-15 суток. В варианте втором выработки будут проводиться в более крепких породах, что предполагает увеличение сроков строительства, однако современные зарубежные проходческие комплексы имеют высокие показатели проведения выработок в породах с пределом прочности 150 МПа.

С учетом всех сравниваемых факторов более предпочтительным является вариант второй – с заложением сопряжений шахтных стволов с выработками рабочего горизонта , а также большей части сооружений околоствольного двора выше по геологическому разрезу на 27метров по сравнению с вариантом первым. Таким образом, вариант второй рекомендуется к рабочему проектированию и строительству.

16.Охрана природы.

16.1 Общие положения

Все горные работы должны вестись в соответствии с требованиями:

- Единых правил безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом;

- Единых правил безопасности при взрывных работах;

- Инструкции по расчету количества воздуха, необходимого для проветривания Верхнекамских калийных рудников;

- Указания по защите рудников от затопления и охране подрабатываемых объектов в условиях Верхнекамского месторождения калийных солей;

- Инструкций по эксплуатации оборудования;

- Инструкций по технике безопасности для каждой профессии и включаются в план ликвидации аварий.

16.2 Охрана рудника от затопления

- наличие календарного плана отработки шахтного поля месторождения в пределах лицензионного участка;

Мероприятия по предотвращению прорыва воды в подземные выработки

- крепление шахтных стволов водонепроницаемой крепью на участках водоносных горизонтов;

16.3 Специальные мероприятия по соблюдению газового режима

В подземных условиях среда по известным аналогам разработки (калийные рудники предприятий ОАО «Сильвинит» и ОАО «Уралкалий» в Пермской области РФ, Солигорские рудники ОАО «РУП «ПО «Беларуськалий» Республика Беларусь, рудники ФРГ) является опасной по газу и выбросам пород.

На данном этапе проектирования, учитывая мировой опыт ведения горных работ на калийных месторождениях, к Гремячинскому месторождению следует при его разработке применять аналогичные требования. В процессе его вскрытия и подготовки необходимо выполнить ряд научно-исследовательских работ в этом направлении с привлечением специализированных организаций.

Количество воздуха, подаваемого в шахту, должно рассчитываться в соответствии с действующей «Инструкцией…» с учетом его распределения по вентиляционной сети рудника.

Все рабочие и должностные лица, связанные с подземными работами в условиях газового режима, должны быть обеспечены изолирующими самоспасателями, знать и выполнять требования специальных мероприятий.

Проектными решениями предусматривается использование транспорта с ДВС на свежей вентиляционной струе и обязательным обустройством их нейтрализаторами выхлопных газов. На применение в шахте каждого типа (марки) машин с ДВС должно быть получено разрешение органов Ростехнадзора. 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 производить только в выработках, проветриваемых за счет общешахтной депрессии свежей струёй воздуха, с предварительным замером содержания горючих и ядовитых газов.

Мероприятия по предупреждению загазирования

Проектными решениями предусмотрено непрерывное проветривание вентиляторами местного проветривания горно-подготовительных выработок. Тупиковые выработки, временно остановленные проходкой, отшиваются сплошной или решетчатой перемычкой в соответствии с паспортами, утвержденными главным инженером Гремячинского рудника. Возобновление работ в этих выработках производится только после их проветривания и замера содержания горючих газов лицом технического персонала рудника. В случае остановки ВМП в тупиковой части выработок работы прекращаются, снимается напряжение с электрооборудования, а люди выводятся.

После каждой остановки вентиляторов главного и местного проветривания перед началом возобновления работ производится замер газов лицом технического надзора или газомерщиками. Во избежание попадания горючих газов в действующие выработки в сбойках между ними и выработанным пространством сооружаются сплошные перемычки в соответствии с паспортами, утвержденными главным инженером рудника.

Контроль за составом рудничной атмосферы

Контроль за содержанием горючих и ядовитых газов в рудничной атмосфере должен осуществляться путем замеров его концентрации с помощью переносных приборов эпизодического действия, автоматическими стационарными, переносными приборами непрерывного действия разрешенных к использованию органами Ростехнадзора, а также с помощью лабораторных анализов.

Оперативный контроль за содержанием горючих и ядовитых газов в рудничной атмосфере должен осуществляться:

а) в забоях действующих очистных, подготовительных и разведочных выработок, необорудованных средствами автоматического контроля метана, в исходящих вентиляционных струях тупиковых выработок замеры концентрации метана должны осуществляться не менее четырех раз в смену (в том числе один раз в начале смены) лицами сменного технического надзора или газомерщиками;

б) в гаражах, складах, подземных мастерских и других машинных камерах замеры концентрации метана должны производиться персоналом, обслуживающим эти камеры, не менее двух раз в смену;

в) в забоях очистных, подготовительных и разведочных выработок, оснащенных средствами автоматического контроля, показания приборов должны фиксироваться в журнале не менее двух раз в смену (в том числе один раз в начале смены) лицами сменного технического надзора или по их письменному наряду бригадирами (звеньевыми);

При обнаружении шахтным газоопределителем в атмосфере горной выработки 0,5% и более горючих газов (метан + водород) или ядовитых газов выше ПДК лицо, производившее замер, должно немедленно прекратить работы в этой выработке, вывести из нее людей, отключить электроэнергию, выключить двигатели внутреннего сгорания и сообщить диспетчеру или горному мастеру. Дальнейшие работы в выработке, в атмосфере которой были обнаружены горючие и ядовитые газы, возобновляются только по разрешению главного инженера рудника.

Все случаи обнаружения горючих и ядовитых газов должны регистрироваться в "Книге замеров содержания газов и учета загазирования", ведение которой осуществляет ПВС.

Мероприятия по предотвращению газодинамических явлений

При обнаружении предвестников внезапного выброса или обрушения рабочие должны немедленно прекратить работу, выйти в безопасное место по свежей струе воздуха и поставить в известность лицо горного надзора, которое обязано проверить выход рабочих в безопасное место и сообщить о случившемся диспетчеру рудника. Все электрооборудование в выработке, где обнаружены предвестники выброса, должно быть отключено.

При проходке выработок должно применяться бурение в их кровлю мелкошпуровых и глубоких дегазационных шпуров. Выполнение данных работ производить по паспортам, утвержденным главным инженером рудника.

Применяемые комбайны должны быть оборудованы аппаратурой полуавтоматического (дистанционного) управления и предохранительными щитами в разгрузочном окне рабочего органа комбайна и перед пультом управления.

Возобновление работ после выброса или газовыделения может производиться только после расследования случая по разрешению главного инженера рудника с доведением содержания вредных компонентов до предельно допустимых концентраций.

14.4 Противопожарная защита рудника

Проектные технические решения противопожарной защиты (ППЗ) рудника включают:

- противопожарную защиту зданий и сооружений поверхностного комплекса;

- противопожарную защиту объектов подземного комплекса.

Основные мероприятия по пожаротушению зданий и сооружений наземного комплекса рассматриваются в чертежах марок ВК и НВК и отражены в пояснительной записке.

Необходимость разработки противопожарных мероприятий ППЗ рудника обусловлена требованием и направлены на быструю локализацию и предотвращение пожаров в горных выработках.

Для защиты рудника от пожара предусматриваются:

- автоматические установки пожаротушения;

- пожаротушение из пожарных кранов;

- поверхностный и подземные склады противопожарного оборудования;

- установка противопожарных дверей в проектируемых выработках и камерах околоствольного двора;

- снабжение всех рабочих и лиц надзора при спуске в шахту индивидуальными самоспасателями;

- оборудование главных вентиляторных установок реверсивными устройствами, позволяющими производить изменение направления вентиляционной струи при пожарах в соответствии с планом ликвидации аварий;

- устройство трубопроводных систем противопожарного водоснабжения защищаемых горных выработок в соответствии с требованиями;

- оборудование рабочих мест первичными средствами пожаротушения;

- контроль за состоянием пожарной безопасности на объектах рудника.

Проектные решения по противопожарной защите объектов подземного комплекса

Согласно противопожарной защите подлежат следующие объекты подземного комплекса:

- шахтные стволы №1 и №2; выработки рудничного двора - склад горюче-смазочных материалов; гараж; центральная подземная подстанция №1 (находится между шахтными стволами) и №2 (находится по гл. сев. направлению с расстоянием от шахтных стволов ~ 1,25 км); конвейерные транспортные системы; электромеханические мастерские; пункты обслуживания машин с двигателями внутреннего сгорания (ДВС); пункты хранения смазочно-обтирочных материалов (СОМ) на горных участках и другие выработки, где имеется возможность распространения пожара.

Проектом противопожарной защиты предусматривается строительство двух ставов диаметром 114 мм в шахтном стволе №1 (клетевой) для подачи воды на горизонт. Далее вода подается в насосную станцию, где устанавливаются баки запаса воды.

Из насосной станции вода подается к пожарным кранам, установленным в околоствольном дворе. Возле каждого ствола на сопряжениях с горизонтом устанавливается по два пожарных крана.

Пожарные краны ф65 мм (2струи по 5.2 л/с) устанавливаются в шкафчиках на высоте 1,35 м над уровнем почвы выработки.

Для пожаротушения склада ГСМ, ремонтных зон гаража, используются более эффективные средства - установки автономного и автоматического пожаротушения, (прошедшие комплексные испытания и утвержденные к применению на калийных рудниках РФ) которые возможно устанавливать в непосредственной близости от защищаемых выработок, а именно:

- противопожарная защита установками автономного автоматического пенного пожаротушения УПАТ-2000;

- в механических мастерских устанавливается по два передвижных порошковых огнетушителя ОП-100 емкостью каждого 100 л.

Так как на конвейерном транспорте используется трудногорючая резинотканевая лента, то автоматической противопожарной защиты на конвейерном транспорте не предусматривается.

Автономная автоматическая установка пожаротушения УПАТ-2000

В качестве автономной автоматической установки пожаротушения для применения на руднике принята установка УПАТ-2000.

Установка УПАТ-2000 состоит из емкости для хранения огнетушащего вещества, в верхней части которой размещается газогенератор.

Корпус газогенератора предназначен для размещения в нем изделия основного и инициатора.

Изделие основное представляет собой набор твердотопливных шашек.

Инициатор осуществляет дистанционное инициирование устройства посредством газогенерирования после подачи электрического импульса (ток срабатывания 0,8 А, напряжение 12В).

В качестве пожарного извещателя выбрано устройство сигнально-пусковое УСП-101, которое предназначено для непрерывного контроля пожарного состояния окружающей среды в автономном режиме. В случае превышения заданного значения температуры (720С) УСП -101 срабатывает и подает электрический импульс, поступающий по кабелю на УПАТ-2000. Одновременно подается сигнал в диспетчерскую о пожаре, и на закрытие противопожарных дверей.

При достижении определенного давления в полости корпуса газогенератора происходит разрыв герметизирующей мембраны, и газы попадают в емкость, вытесняя огнетушащую жидкость из емкости через сливной патрубок.

Тросовый механизм клапана (крана шарового) срабатывает при температуре 570С и открывает магистраль трубопровода для поступления пенообразователя для воздействия на очаг пожара.

Основные технические параметры установки УПАТ-2000 приведены в табл4.1.

Таблица 4.1

Основные технические параметры установки УПАТ-2000

Параметр	Величина
Общая масса в снаряженном состоянии, кг	2200+50
Объем огнетушащей жидкости, л	2000
Давление в корпусе газогенератора, (не более)МПа	5,0
Рабочее давление в емкости (среднее),МПа	0,5…3,5
Расход огнетушащей жидкости, л/с	10…100
Габаритные размеры, мм	2250х1420
Масса, кг	225

Заправка емкости водой и пенообразователем осуществляется от передвижной пожарной техники через штуцер, установленный на емкости в нижней ее части.

Пенообразователь должен хранится на складах противопожарного оборудования горизонта. Для установок пенного пожаротушения необходимо предусматривать на горизонте 100% запас пенообразователя.

Всего на руднике устанавливается пять установок УПАТ-2000.

Рекомендации по эксплуатации автоматических систем пожаротушения

Для обеспечения надежности работы установки УПАТ-2000 необходима правильная организация их обслуживания.

Дренчерный ороситель ГЧС следует устанавливать согласно требованиям завода изготовителя.

При монтаже расстояние от трубопровода до ограждающих конструкций должно быть не менее 0,02м. Трубопроводы должны быть проложены с уклоном в сторону УПАТ-2000.

Для надзора за установками выделяются лица, отвечающие за исправность установок и ведение технической документации. Обслуживание установок носит ежесуточный и периодический характер.

Строгое соблюдение правил техники безопасности является обязательным для всех лиц допущенных к эксплуатации УПАТ-2000. К работе допускаются лица хорошо знающие устройство и принцип действия, ознакомленные с руководством по эксплуатации и проинструктированные по соответствующим документам, действующим на эксплуатирующем предприятии.

При всех видах работ с основным изделием, газогенерирующим составом и инициатором надлежит руководствоваться правилами техники безопасности при работе с легко воспламеняющимися твердыми веществами (класс опасности 4.1), действующими в организации проводящей работы с УПАТ-2000.

Во время работы по обслуживанию УПАТ-2000 не допускается:

- проведение каких-либо работ, вызывающих деформацию элементов УПАТ-2000;

- прямое воздействие огня на корпус газогенератора, собранного с основными изделиями и инициатором.

Запрещается проводить какие-либо работы с УПАТ-2000 без технического наблюдения и руководства от эксплуатирующей организации или представителя организации-разработчика.

Ответственность за строгое выполнение правил техники безопасности при эксплуатации УПАТ-2000 несет эксплуатирующая организация.

При эксплуатации устройства сигнально-пускового и тросового механизма крана необходимо исключить возможность механического повреждения термочувствительного элемента.

Оборудование рабочих мест первичными средствами пожаротушения

Для ликвидации пожара в ранней стадии его развития в подземных выработках предусматриваются первичные средства пожаротушения, ручные воздушно-пенные (порошковые) огнетушители закачного типа с объемом огнетушащего вещества 5л и более, песок (соляной штыб), лопаты, ведра и др.

Первичные средства пожаротушения должны быть расположены:

- для участковых трансформаторных камер и других камер с непостоянным дежурством обслуживающего персонала – снаружи камеры со стороны поступления свежей струи воздуха – не далее 3 м от входа в камеру;

- для лебедочных камер, ремонтных мастерских и инструментальных кладовых – у рабочего места дежурного персонала;

- на сопряжениях воздухоподающих стволов;

- в гаражах, складах ГСМ, пунктах хранения СОМ;

- медпункте, камерах-убежищах;

- на электрораспределительных пунктах, в механических мастерских, камерах приводных головок ленточных конвейеров, камерах управления конвейерами, у мест натяжения головки ленточных конвейеров.

Первичными средствами пожаротушения должны оснащаться места установки передвижных подстанций и машины с ДВС.

В табл. 4.2 приведено оборудование, инвентарь и материалы, поставляемые заказчиком для хранения на складе ППМ.

Контроль за состоянием пожарной безопасности на объектах рудника

Для контроля за состоянием пожарной безопасности на объектах рудника должно быть установлены ежесуточные, ежемесячные, полугодовые и годовые проверки.

№ п/п	Наименования оборудования и техническая характеристика	Тип, марка	Кол.	Масса ед. кг
1	2	3	4	5
1	Огнетушители ручные порошковые или пенные с массой заряда 5-10 кг		40
2	Рукава пожарные напорные с рукавными соединительными головками D=66 мм, длина 20 м		5
3	Стволы пожарные ручные диаметром спрыска 19 мм		2
4	Ломы		2	1,5
5	Кайла		2
6	Лопаты породные		4
7	Пилы поперечные		2
8	Топоры		2
9	Ведра железные		5	0,5
10	Носилки рабочие		2
11	Гвозди 100-150 мм		-	5

внешний осмотр трубопроводов, положение задвижек, кранов, клапанов; наличие пожарных рукавов, стволов, первичных средств пожаротушения и огнетушителей у мест их назначения; работоспособность пожарных дверей; исправность системы сигнализации.

Оборудование, инвентарь и материалы, поставляемые заказчиком для хранения на складе ППМ

	2	3	4	5
2	Доска, стойки, 3 м3		-
3	Перчатки диэлектрические, пара		2
4	Боты диэлектрические, пара		2
5	Пенообразователь ПО-6 в металлических бочках емк. 200 л		3

Ежемесячные проверки должны включать:

ежесуточную проверку; исправность автоматических средств; состояние пожарных резервуаров и емкостей; надежность перевода пожарных насосов на резервное электроснабжение; укомплектованность пожарных складов материалами и оборудованием; работу насосов под нагрузкой.

Полугодовые проверки должны включать:

ежемесячную проверку; подачу воды из резервуаров и хозяйственных водопроводов в рудник и к поверхностным сооружениям; соответствие нормативным величинам расхода воды и напора в конечных точках каждого тупикового водопровода и на каждом разветвлении пожарной сети; выполнение мер пожарной безопасности при эксплуатации шахтного электрооборудования и ленточных конвейеров.

17. Основные технико- экономические показатели работы шахты.

17.1. Себестоимость добычи полезного ископаемого и ее структура

Себестоимость добычи 1 тонны сильвинита на руднике при применении камерно-столбовой системы разработки с жесткими ленточными междукамерными целиками, и механизированной отбойкой, составляет 91 рубль за тонну.

Структура себестоимости добычи руды по элементам затрат (в % к производственной себестоимости) включает позиции, приведенные в таблице:

Таблица 17.1. Структура себестоимости добычи руды

№	Наименование	%	руб/т
1	Заработная плата с отчислениями в страховой фонд	50	45,5
2	Материалы	11	10,01
3	Электроэнергия	5	4,55
4	Амортизационные отчисления	25	22,75
5	Прочие денежные расходы	9	8,19
6	Производственная себестоимость	100	91
7	Внепроизводственные расходы	10	9.1
8	Полная себестоимость	100	100.1

1. Количество КС1 в 1 тонне руды

АКС1 = 1000 • Аруд, кг

где Аруд - среднее содержание КС1 в 1 тонне руды Аруд=30%

АКС1 =1000 • 0,3=300 кг

2. Количество извлеченного КC1 из 1 тонны руды

Аизвл = АКС1 • , кг

где - извлечение полезного компонента из 1 тонны руды, =98%

Аизвл =300•0,98 = 294 кг

3. Выход концентрата с 1 тонны руды

СКОНЦ = АИЗВЛ + Аизвл •(1-Ак),кг

где Ак - содержание КС1 в концентрате Ак = 90%

Сконц = 294+294• (1-0,9)=323,4 кг

4. Количество руды, необходимое для получения 1 тонны концентрата

Круд = (1000Сконц) •1000,кг

Круд = (1000 323,4) •1000 = 3092кг=3,1 т

5. Прибыль от реализации сильвинита, полученного из 3,1 тонны руды

Пр = Ц-(Сд+Стр+Соб) • Круд, руб/т

где Ц - цена сильвинита в порошке, Ц = 3000 руб/т;

Сд - себестоимость добычи руды, Сд = 91 руб/т

Стр - себестоимость транспорта руды, Стр = 50 руб/т

С0б - себестоимость обогащения добытой руды С0б = 160 руб/т

Пр = 3000 - (91+50+160) •3,1 = 2067 руб/т

6. Годовая прибыль от реализации сильвинита за счет перерабатываемой руды, добытой рудником

Пг = , руб

Пг=2067 • (14400000 3,1) = 9600 млн.руб, при Агод = 14,4 млн. т/год

Годовая прибыль от реализации товарной продукции распределяется между рудником и обогатительной фабрикой пропорционально по затратам.

7. Суммарные затраты на добычу и обогащение 1 тонны руды

Собщ = Сд +Соб, руб/т

Собщ = 91 + 160 = 251 руб/т

8. Доля прибыли от добычи и переработки 1 тонны руды

ДпР=

Дпрруб/т

9. Доля годовой прибыли рудника от реализации сильвинита

Пруд=

10.Годовые текущие затраты

Зт = (Сд +Стр + Соб) • Агод , руб

Зт = (91+50+160) • 14400000 = 3822,7 млн. руб

11. Оценка капитальных вложений

Капитальные вложения зависят от следующих основных факторов:

геологические и горнотехнические условия разработки;

экономико-географические положения объекта;

степень развития инфраструктуры;

годовой производственной мощности рудника.

Упрощенный подход к определению капитальных вложений заключается в следующем: известны усредненные данные о капитальных удельных вложениях на 1 тонну годовой производственной мощности рудника - Крул. Величина капитальных удельных вложений изменяется в зависимости от вышеперечисленных факторов в диапазоне от 20 до 120 $/т. В связи с относительно простыми горно-геологическими условиями, выгодным экономико-географическим положением объекта, хорошо развитой инфраструктурой, а также высокой годовой производственной мощностью рудника величину капитальных вложений (Круд) принимаем равной 20$/т. Капитальные вложения в строительство рудника

К = Агод • Круд •К$, руб

где K$ - курс доллара

К = 14400000 • 20 • 30 = 8640 млн. руб.

17.2 Технико-экономическое обоснование предлагаемых решений

Горная компания приобретает оборудование для проведения программы расширения объема производства.

Стоимость оборудования 870 млн. руб

Доход компании 9600 млн. руб/год

Годовые текущие затраты 3822,7 млн. руб

Срок службы оборудования 4 года

Налог на прибыль 20 %

Темп инфляции: текущих затрат 8 % в год

капитальных затрат 10 %

доходов 5 %

Ежегодные доходы компании при Агод = 14,4 млн. т/год

Текущий год, t	1	2	3	4
Доход 9600 • (l-0,05)t-1	9600	10080	10584	11113

Ежегодные текущие затрат

Текущий год, t	1	2	3	4
3822,7 • (1+0,08) t-1млн.руб	3822,7	4128,5	4458,7	4815,5

Динамика стоимости оборудования с учетом инфляции

Текущий год, t	1	2	3	4
Стоимость оборудования, 870 • (1+0,1) t-1 млн.руб	858	943,8	1038,2	1141.9

Амортизационные отчисления, исходя из первоначальной стоимости

Текущий год, t	1	2	3	4
Амортизационные	195	195	195	195
отчисления, млн. руб			«

Налоговые выплаты при Агод = 14,4 млн. т/год

Текущий год, t	1	2	3	4
Доход 8648•(l+0,05) t-1млн.руб	9600	10080	10584	11113
Затраты 3822,7•(1+0,08) t-1млн.руб	- 3822,7	-4128,5	- 4458,7	-4815,5
Амортизация млн. руб	-195	-195	-195	- 195
Налогооблагаемая база, млн. руб	5582	5756,5	5930,3	6102,5
Налоговые выплаты(20%) млн. руб	1396	1439	1482,6	1525.6

Динамика положительных, отрицательных и чистых денежных потоков при Агод = 14,4 млн. т/год

Денежные потоки	Текущий год, t
	0	1	2	3	4
Положительные денежные потоки, млн. руб
Доход	0	9600	10080	10584	11113
Итого:	0	9600	10080	10584	11113
Отрицательные денежные потоки, млн. руб
Затраты на оборудование	-870				- 1141.9
Текущие затраты	0	- 3822,7	-4128,5	- 4458,7	-4815.5
Налоговые выплаты (20 %)	0	-1396	-1439	-482.6	- 1525,6

Итого:		-870	-5218,7	- 5567,5	- 5941,3	-7483
	Чистые денежные потоки, млн. руб.
		-870	4381,3	4512,5	4642,7	3630

17.3 Чистый дисконтированный доход

Основными экономическими критериями оценки проектов, которые широко применяются в мировой практике и, в частности, в горной промышленности, являются:

чистый дисконтированный доход;

индекс прибыльности.

Чистый дисконтированный доход (ЧДД) представляет собой разницу между суммарными дисконтированными положительными и отрицательными дисконтированными денежными потоками проекта.

ЧДД=

где: +ПД - положительные денежные потоки; -ОД - отрицательные денежные потоки; i - принимаемая процентная ставка, i = 20%; n - рассматриваемый период, n = 4 года.

при Агод = 14,4 млн. т/год:

ЧДД=() – (

5218,71+0,201+5567,51+0,202+5941,31+0,203+74831+0,204=117263,34 млн.руб.

17.4 Индекс прибыльности

Индекс прибыльности (ИП) определяется отношением суммы дисконтированных положительных потоков к сумме дисконтированных отрицательных денежных потоков:

ИП=

ИП==1,75

Если ИП > 1, то данный проект может быть принят.

Чем больше значение индекса от единицы, тем эффективнее с экономической точки зрения проект.

В таблице 17.2 показаны технико-экономические показатели по сильвиниту.

Технико-экономические показатели по сильвиниту Таблица 17.2

№	Показатели	Единица измерения	Значение
1	Годовая производительность	млн. т	14,4
2	Потери	%	60
3	Разубоживание	%	10
4	Себестоимость добычи	руб/т	91
5	Прибыль с 1-ой тонны руды	руб/т	667
6	Капитальные вложения в строительство	млн. т	8640
7	Чистый дисконтированный доход	млн. т	117263,34
8	Индекс прибыльности		1,75

Заключение

Проектом рекомендуются следующие технические и технологические решения по разработке сильвинитового пласта средней мощности 10м в условиях Гремячинского месторождения (промышленные запасы –925091308, 5.т):

- проектная мощность шахты – 2300000.т/год;

- среднесуточная добыча угля 6000 т/сут;

- вскрытие шахтного поля осуществляется двумя вертикальными стволами;

- способ подготовки - панельный с параметрами:

по простиранию 2440м, по падению - 1380 м;

- система разработки - камерная система разработки с применением комбайнового способа выемки и закладкой выработанного пространства.

- длина очистного забоя - 188 м.

Основные ТЭП:

- себестоимость добычи угля –749.3 руб/т;

- уровень рентабельности – 5 %.

Список литературы

1. Килячков А.П. Технология горного производства: Учеб. для вузов. – 4-е изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1992. – 415 с.

2. Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых. Учебник для вузов/Под общ. ред. А.С. Бурчакова. 3-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1983. – 487 с.

3. Бурчаков А.С., Жежелевский Ю.А., Ярунин С.А. Технология и механизация подземной разработки пластовых месторождений: Учебник для вузов. – М.: Недра, 1989. – 431 с.

5. Малкин А.С., Пучков Л.А., Саламатин А.Г., Еремеев В.М. Проектирование шахт: Учебник для вузов. М., Изд-во АГН, 2000. – 375 с.

6. Кошев Г.Я., В.Н. Десятов. Разработка калийных месторождений. – Березники 2007. – 169 с.

7. Машины и оборудование для шахт и рудников. Справочник./С.Х. Клорикьян, В.В. Старичнев, М.А. Сребный и др. – М.: Издательство МГГУ. – 1994. – 471 с.

8. Очистные комбайны. Справочник./ В.И. Морозов, В.И. Чуденков, Н.В. Сурина. – М.: Издательство МГГУ. – 2006 – 650 с.

9. Технология подземной разработки калийных месторождений. Зильбершмидт В. Г. – М.: Недра, 1977.

10. Методическое руководство по составлению раздела «Вентиляция» дипломных проектов студентов по специальности 09.02. Под ред. К.З. Ушакова. М., МГИ. 1992. – 46 с.

11. Н.О. Каледина. Вентиляция производственных объектов. – М.: МГГУ, 1998. – 193 с.

12. К.З. Ушаков, Н.О. Каледина, Б.Ф. Кирин, М.А. Сребный и др. Безопасность ведения горных работ и горноспасательное дело: Учебник для вузов – М.: Издательство Академии горных наук, 1999. – 487с.: ил.

13. К.З. Ушаков, Б.Ф. Кирин, Н.В. Ножкин и др. Охрана труда: Учебник для вузов – М.: Недра, 1986. – 624с.

14. А.А. Форсюк. Охрана труда, МГГУ, 1994.

15. Методические указания по составлению раздела «Безопасность труда» дипломных проектов студентов специальности 090200 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых». Москва, 1999.

16. Технология добычи солей. Р. С. Пермяков, М.:Недра, 1981.

17. Теория и практика добычи руды комбайновым комплексом. Пермь: Кн. изд., 2000.

18. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок. Справочник./ В.Н. Каретников, В.Б. Клеймёнов, А.Г. Нуждихин. – М.: Недра, 1989. – 571 с.

20. Комбайн проходческо-очистной «Урал-20А». Руководство по эксплуатации;

21. Комбайн проходческо-очистной «Урал-400С». Руководство по эксплуатации.

22. Методические указания «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых» (процессы подземных горных работ в выемочном участке)/ Ю. А. Жежелевский, В. В. Мельник, Ю. Г. Анпилогов, Е.И. Сергеев, В. И. Лебедев, А.В. Федаш, М. А. Федорова.2004

22. Горный журнал номер 1. 2003

23. Горная часть исходных данных для проектирования горно-обогатительного комбината по добыче и обогащению калийных солей мощностью 2.3 млн. т/год 95% КСI Гремячинского месторождения Котельниковского района Волгоградской области (дог.665.В.2007 Кн.1-4), ООО «ЕвроХим-ВолгаКалий», 2008г.;

24. Исходные данные для разработки проекта горно-обогатительного комбината по добыче и обогащению калийных солей мощностью 2.0 млн. т/год 95% КСI Гремячинского месторождения (дог.665.В.2007 Кн.1), ООО «ЕвроХим-ВолгаКалий», 2008г..

Поляков Н.В.130404.Д14.175.00.00

EMBED Photoshop.Image.8 \s

Технологическая схема ведения очистных работ на Гремячинском калийном месторождении