Нт = 23,8 1,97 = 46,8 м

Мощность пород водозащитной толщи составляет 250 м, тогда 250-46,8 = 201,2 м.

Таким образом 201,2 > 50 м, а значит водозащитная толща в зоне ведения работ достаточная и угроза затопления рудника отсутствует.

Подготовка столбов (панелей) № 1 и № 2.

Подготовка столба (панели) №1, №2 осуществляется обратным порядком с выемкой слоёв 3-4-5 верхней пачки 1-го калийного горизонта средней вынимаемой мощностью - 1.15м.

Между панелями оставляется целик шириной 60м.

Для подготовки панели применяется проходческий комплекс в составе: проходческий комбайн ПК-8МА, бункер-перегружатель БП-14, самоходный вагон 5ВС-15М, перегружатель передвижной скребковый ППС «Универсал». Для механизации проходческих работ, крепления выработок, уборки отбитой горной массы и транспортировки, руды от проходки применяется оборудование представленное в таблице №8.1.1.1

Спецификация оборудования на горноподготовительные работы. Таблица №8.1.1.1.

№ п/п	Наименование оборудования	Кол-во, шт.	Установ. мощность, кВт	Масса един., тонн	Примечания
1	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=415м
2	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=420м
3	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=380м
4	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=360м
5	Комбайн проходческий ПК-8МА	2	382,4	60
6	Бункер-перегружатель БП-14М	2	37	10
7	Вагон самоходный 5ВС-15м	4	127	15,6
8	Перегружатель передвижной скребковый ППС «Универсал»	2	14	6
9	Вентилятор проходческий ВМ-6м	2	24	0,4
10	Лебёдка ЛПК-10Б	2	22		Для монтажа лавы
11	Машина для крепления кровли	1	40		З-д «Амкодор»
12	Машина породопогрузочная 2ПНБ-2	2	73		Копейский машзавод

Подготовка столба лавы заключается в следующем: проведение технологически необходимых штреков, камер и сбоек для монтажа гидромеханизированного комплекса и очистной выемки. Подготовка начинается со сбойки вспомогательного транспортного и конвейерного штреков лавы с выработками главного направления. После выполнения этой операции к подготовительным работам на панели подключается второй проходческий комплекс ПК-8МА. Один проходческий комплекс ПК-8МА проходит вспомогательный транспортный и конвейерный штрек лавы, поддирает почву в диагональных транспортных штреках в местах сопряжений с закладочными штреками, а второй проходческий комплекс проходит сбойку вентиляционного штрека лавы с главным вентиляционным штреком. Вентиляционный кроссинг проходится над выработками главного направления. Пройдя кроссинг, второй проходческий комплекс производит проходку транспортного штрека лавы. Затем оба проходческих комплекса проходят, согласно проекту, оставшуюся часть выработок до барьерного целика с 3РУ. Для этого необходимо пройти конвейерный, вспомогательный транспортный, бортовой транспортный штреки до границы отработки горизонта, (барьерного целика между 1РУ и 3РУ). Затем проходятся закладочные выработки, монтажный и вспомогательный монтажный штреки, а также необходимые сбойки и камеры двумя комбайнами ПК-8МА.

Вентиляция в очистном забое осуществлется через один из закладочных штреков или через транспортный штрек лавы.

Горные выработки на период проходки предусматривается проветривать вентиляторами местного проветривания ВМ-4М в нагнетательном режиме работы. В процессе подготовки панелей по мере завершения каждого этапа подготовки необходимо своевременно возводить вентиляционные перемычки и включать участки панели в общешахтную схему проветривания.

Перечень основного очистного оборудования и средств механизации

Для механизации процессов выемки сильвинита, складирования глинисто-галитовых отходов и управления кровлей предусматривается применение комплекса, представленного в таблице №3.3.3.

Спецификация оборудования лавы

№ п/п	Наименование оборудования	Кол-во, шт.	Установ. мощность, кВт	Масса един., тонн	Примечания
1	Выемочный комбайн Электра-700СЕЛ	1	750	~58
2	Крепь забойная БС 2.1ПП	87	-	5,6
3	Крепь забойная БС 2.1П	30		6,1
4	Крепь сопряжения Фазос 23/36Пп	4	-	19,1
5	Крепь сопряжения Фазос 23/36Пп (закладочного штрека лавы)	4	-	19,1
6	Забойный конвейер Е - 74 (DBT)	1	2x250	~124
7	Штрековый конвейер “VALBOT”	2	2x132	~66	L=110м
8	Закладочный конвейер СПШ-1-228 «Универсал»	2	55	11,27 10,73	L=14м L=11,8м
9	Закладочный конвейер «Вальбот» РЗСп	2	55	11,27 10,73	L=14м L=11,8м
10	Установка механической закладки (УМЗ)	4	90
11	Энергопоезд				Устанавливается на I штрековом конвейере
12	Гидропередвижчик УПШ-1700	1	-	5.4	Условно не показан
13	Дробилка	1	55	4	Условно не показана
14	Скребковый конвейер СПШ-1-228 (поперечный), L=14м	1	2х55	~8,4	Перегружает руду с штрек. конв. на панельный конвейер
15	Вентилятор ВМ-6М	1	24	0,35	Устанавливается на исходящей струе лавы
16	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=415м
17	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=420м
18	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=380м
19	Конвейер ленточный КЛ-600	1	2х75		L=360м
20	Крепь “Фазос” 22/34Поз	1		10,36	Устанавливается после сбойки с вент. штреком лавы вместо БС 2.1П
21	Буровой станок БСК-2РПА с комплектом буровых штанг, коронок и соединительных муфт	1	11	0,65	Для проведения исследовательских и геолого-разведочных работ

Выбранный тип механизированной крепи имеет разрешение Проматомнадзора Республики Беларусь на применение на рудниках «ПО Беларуськалий». Выполним проверочный расчет несущей способности выбранного типа крепи с учетом применяемого очистного комбайна и формы забоя.

Расчет несущей способности забойной крепи

Техническая характеристика забойной крепи:

Техническая характеристика крепи БС-2.1.П (2.1.ПМ)	Величина	Ед. изм.
Рабочий диапазон крепи	1,4-2,6	м
Максимальная высота крепи	2670	мм
Минимальная высота крепи	1300	мм
Поддерживающая способность крепи (при h=2,3м)	289	кН/м2
Шаг установки крепи	2,0 (1,5)	м
Масса секции	6,6 (5,6)	т
Давление питания	32	МПа
Количество стоек в секции	4	шт.
Предварительное сопротивление стойки	461	кН
Рабочее сопротивление стойки	554	кН
Диаметр поршня гидростойки	165	мм
Настройка предохранительного клапана гидростойки	38	МПа
Усилие передвижки крепи	304	кН
Усилие передвижки конвейера	143	кН
Шаг передвижки секции	800	мм
Ширина верхняка	1370	мм
Длина верхняка	2700	мм

Проверка конструктивных параметров крепи

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

Hmin ? mmin x (l-(a x LЗ)) - b - t, м

Hmax ? mmax (l - (a x Lп)), м

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

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

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

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

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

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

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

LЗ = 4,56 + 0,85 = 5,41м;

Hmin ? 1,9 х ( 1 - (0,015 х 4,56)) - 0,05 - 0,045 = 1,675м

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

Условие удовлетворяется: 1,675 < 1,9 и 2,6 > 1,93.

Расчёт несущей способности крепи

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

, кН/м2; где

Qc - рабочее сопротивление секции, кН;

Вз - ширина призабойного пространства, м;

S - шаг установки секции крепи в лаве, м;

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

, кН/м2; где

q - удельная нагрузка от горного давления. В соответствии с п. 1.4.4.2. при мощности пласта 1,5 -3,0м, значение q = 300кН/м2;

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

Расчётные значения несущей способности крепи должны удовлетворять условию:

q ? q; qc ? qk, кН/м2

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

Qc = 1.02 х Pnk x Sn x g x n; где

Pnk - давление настройки предохранительного клапана гидростойки, бар.

S = (рd2) : 4 - площадь поперечного сечения поршневой полости гидростойки, см2;

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

n - количество гидростоек в секции, шт.

Qc = 1,02 х 380 х ((р х 172) : 4) х 9,81 х 4 = 3452 кН

Шаг установки секции крепи, в соответствии с протоколом технического совещания по вопросу размещения забойной крепи в лаве на опытной панели 1-го калийного горизонта рудника 1РУот 03.04.2003г:

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

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

Ширина призабойного пространства Вз = 4,56м.

так как у нас Вз> 4,2м определяем qk:

, кН/м2;

Условия qс ? q; qc ? qk, выполняются, следовательно крепь БС-2.1П и крепь БС-2.1ПМ подходит для эксплуатации в условиях опытной панели Первого горизонта.

Способ разработки пластов полезного ископаемого и проходческо-добычной комплекс для его осуществления (специальная часть)

Варианты выемки пласта

В соответствия с техническим заданием в данном разделе рассмотрены два наиболее перспективных варианта разработки пласта верхней пачки гор.-200 м:

- валовая выемка в пласте слоев 4, 4-5, 5 средней мощностью

- селективная выемка пласта мощностью 1,96 м с оставлением глинисто-галитовых слоев 3-4 и 4-5 в отработанном пространстве лавы.

Вариант 1.

По данному варианту используем горношахтное оборудования согласно спецификации представленной в табд.5.1.

Таблица 5.1 Спецификация оборудования для выемки верхней пачки Первого калийного горизонта (вариант 1)

№№ пп	Обозначение	Наименование	Кол-во шт.	Масса ед. шт.	Стоимость ед., тыс. у. е.	Примечание
I	Выемочный комбайн	Электра 340	2	18.00	756	2 х 340 кВт
2	Забойный конвейер	ЕКФ-3	1	238,00	1200	210м 2 x 132 кВт
3	Крепь сопряжений	Фазос-15/31	8	12,35	28,5
4	Крепь забойная	Фвэоос-09/15	98	6,60	21,00
5	Энергопоезд	A3B-5,PK~130+ электрооборудование	-	40,20	800
6	Штрековые конвейеры	Вальбот + ФА-УПП-2	2 1	59,47 5,09	245	2 x 96 м 4 x 132 кВт
7	Эстакада	Металлоконструкция	4	1,30	0,5

Общий вес комплекса, - 1220 т.

Установленная мощность очистного комплекса - 1734 кВт

Для очистной выемки пласта предусматривается использовать очистной гидромеханизированный комплекс с двумя комбайнами Злектра-340 с забойной крепью Фазос-09/15. В настоящий период технологическая схема подготовки со средним вентиляционным штреком широко применяется 1РУ и является типовой.

Очистная выемка производится по технологической схеме предусматривающую одновременную работу двух комбайнов, установленных на одном общем забойном скребковом конвейере ЕКФ-3. При этом выемка полосы производится от вентиляционного штрека к флангам лавы. В сутки работы ведутся комплексной бригадой из 13 человек в 4 смены пo 6 часов каждые три из которых являются добычными. Суточная эксплуатационная производительность очистного комплекса 2111 т.

Шаг установки забойной крепи рекомендуется принять 2 м. На сопряжениях лавы устанавливается крепи сопряжения Фазоос-15/31. Значение несущей способности забойной крепи согласно расчету должно составлять:

q = (2 х 16S5}/(4,05 х 2) = 411 кН/м2 > 250 кН/ м2

2х1665 - рабочее сопротивление крепи, кН;

4,05 - ширина призабойного пространства, м;

2 -шаг установки секции крепи в лаве, м

Вариант 2

По данному варианту предлагается поставка горношахтного оборудования согласно спецификации представленной в табл. 5.2.

В отличии от варианта 1 выемку пласта будет выполнять новый трёхшнековый комбайн. Выемку полосы комбайн должен производить также в два хода. Первый ход включает одновременную выемку 4 сильвинитового слоя с прихватом части пород глинисто-галитового слоя 3-4 выдвинутым на забой шнеком № 1 диаметром 0,8 м и шнеками № 2 и № 3 в нормальном положении 5 и 3 сильвинитовых слоя. Второй ход производится после задвижки конвейера и крепи к забою на 0,8 м при этом два шнека диаметрами 1,25 м и 0,8м разрушают галитовые слои 4-5 и 3-4.

При выемке глинисто-галитовых слоев порода грузится на забойный конвейер для подачи к метателям.. Суточная эксплуатационная производительность комплекса по руде может составить 1622 т. Во всех вариантах отбитая руда выдается в конвейерный штрек лавы на приштрековые конвейеры типа Вальбот и далее ленточными конвейерами направляется к шахтному стволу № 4 и выдается на поверхность.

Для очистной выемки пласта предусматривается использовать очистной гидромеханизированный комплекс с двумя комбайнами Злектра-340 с забойной крепью Фазос-09/15. В настоящий период технологическая схема подготовки со средним вентиляционным штреком широко применяется 1РУ и является типовой.

Очистная выемка производится по технологической схеме предусматривающую одновременную работу двух комбайнов, установленных на одном общем забойном скребковом конвейере ЕКФ-3. При этом выемка полосы производится от вентиляционного штрека к флангам лавы. В сутки работы ведутся комплексной бригадой из 13 человек в 4 смены пo 6 часов каждые три из которых являются добычными. Суточная эксплуатационная производительность очистного комплекса 2111 т.

Шаг установки забойной крепи рекомендуется принять 2 м. На сопряжениях лавы устанавливается крепи сопряжения Фазоос-15/31. Значение несущей способности забойной крепи согласно расчету должно составлять:

q = (2 х 16S5}/(4,05 х 2) = 411 кН/м2 > 250 кН/ м2

2х1665 - рабочее сопротивление крепи, кН;

4,05 - ширина призабойного пространства, м;

2 -шаг установки секции крепи в лаве, м

Таблица 5.2 Спецификация оборудования для выемки верхней пачки Первого калийного горизонта (вариант 2)

№ п/п	Обозначение	Наименование	Кол-во шт.	Масса ед. т.	Стоимость ед., тыс. у.е.	Примечание
1	Выемочный комбайн	ЭЛ-700С	1	70,0	2500	1040 кВт
2	Забойный конвейер	ЕКФ-3	1	236,0	1200	210 м 2 х 132 кВт
3	Крепь сопряжений	Фазос-23/ЗЗ ПП	10	12,09 17,82	27,8
4	Крепь забойная	БС 2.1ПП	87	7,32	23,3
5	Энергопоезд	АЗЕ-5 + РК-130 + электрооборудование	-	40,20	500
6	Штрековые конвейеры	Вальбот + ФА-УПП-2	2 1	57,47 5,09	245	2 х 96 м 4 х 132 кВт
7	Закладочный комплекс	вальбот + УМЗ	4	16,43	40	3 х 15 м 3 х 85 кВт
8	Эстакада	Металлоконструкции	6	1,30	0,5

Общий вес комплекса - 1460 т

Установленная модность очистного комплекса - 2266 кВт.

Расчёт эксплуатационной производительности очистных комплексов

Эксплуатационная производительность очистного комплекса Электра-340 (вариант 1)

Исходные данные

№ пп	Наименование	Единице измерения	Обозначение	Величина
1.	Вынимаемая мощность пласта	м	Н	1.21
2.	Ширина вентиляционного штрека лавы	м	а	3,0
3.	Длина лавы	м	L	200
4.	Ширина захвата режущего органа комбайна	м	в	0,80
5.	Объемный вес породы	т/мЗ	г	1,98
6.	Число комбайнов в лаве	шт.	n	2
7.	Число добычных смен в сутки	см	-	3
8.	Продолжительность смены	час	-	6
9.	Продолжительность суточной добычи	мин	ТD	960

Выход (добыча) руды за цикл с учетом 1% потерь

Дц = в(L-а) •H •г •0,99 = 0,8(200 - 3) •1,21• 1,98• 0,99 =373,8 т

Продолжительность технологического цикла

Тц =1.1(Тв + Tз + To + Tвс)+ Тпер

где: 1,1 - коэффициент, учитывающий время, предусмотренное на отдых; Тв - время выемки руды = 60,1 мин;

Tз - зарубка косым заездом = 11,5 мин;

To - время отгона комбайна с подбором просыпи = 18,9 мин;

Tвс - время вспомогательных операций (замена зубков, разбивка негабаритов, зачистка просипи на бортовых штреках, передвижка секций крепи сопряжений, забойного конвейера и энергопоезда);

Tвс = 15+11+4,8+19 =49,8 мин.

Тпер - время технологических перерывов (ожидание окончания цикла одним из комбайнов), 15,7 мин

Продолжительность технологического цикла составит:

Тц =1,1(60,1+11,5+18,9+49.8)+15,7 = 170 мин.

Суточная добыча руды двумя комбайнами

Среднегодовая производительность комплекса

Пгод = Зб5 • Псут • 0,62 = 365 •2111 •0,62 = 477723 т.

где: 365 - число дней в году;

0,62 - коэффициент, учитывающий использование комплекса в добыче.

Среднегодовая скорость подвигания забоя

Время отработки запасов.

t =1400/1012 = 1.38 года

з=192388/(660762+192388)=0,23 В=62149-16366+54609=100392

КС1=0,23 •22,60+0,77 •ЗО,66=28,81% НО=0,23 •15,61+0,77 •9,39=10,82%

Кн= (606153+13 023 9)/(1,96 •264 • 1640 • 1,98)=0,43 8 Аксl,=28,81 •0,97=27,94%

Ано=10,82 •1,03=11,14%

Эксплуатационная производительность очистного селективного комплекса EL-700С (вариант 2)

Исходные данные

№ пп	Наименование	Единице измерения	Обозначение	Величина
1.	Вынимаемая мощность пласта	м	Н	2.06
2.	Ширина вентиляционного штрека лавы	м	а	2x3,0
3.	Длина лавы	м	L	200
4.	Ширина захвата режущего органа комбайна	м	в	0,80
5.	Объемный вес породы	т/мЗ	г	1,98
6.	Число добычных смен в сутки	см	-	3
7.	Продолжительность смены	час	-	6
8.	Продолжительность суточной добычи	мин	ТD	975

Выход (добыча) горной массы за цикл с учетом 1% потерь:

Дц = в(L-2а) •H •г •0,99 = 0,8(200-6) • 2,06 • 1,98 •0,99 = 626,7 т

в том числе: выемка сильвинита - 432 т;

выемка галита - 194,7 т

Продолжительность технологического цикла

В основу расчета продолжительности технологического цикла для нового комплекса положены результаты раздела 2 с учетов данных П.2.3.1 и условии близости технических характеристик оборудования.

Тц =1.1(Тк + Тв + Tвс)

где: Тк - концевые операции по выемке пласта на бортовых штреках лавы:

на транспортном штреке, 28 мин,

на конвейерном штреке,З5 мин,

Тв - - время выемки сильвинита и галита в два хода, 135,1 мин

Твс - время вспомогательных операций, 38 мин.

Тц = 1,1(63+135,1+38) = 259,7 мин.

Суточная добыча горной массы:

в том числе: выемка сильвинита - 1621,8 т (Н = 1,42 м);

выемка галита - 731 т (H =0,64 м );

Среднегодовая производительность комплекса.

Пгод = Зб5 • Псут • 0,62 = 365 •2352,8 •0,62 = 532436 т.

где: 365 - число дней в году;

0,62 - коэффициент, учитывающий использование комплекса в добыче.

в том числе: выемка сильвинита - 367020 т;

выемка галита - 165418 т.

Среднегодовая скорость подвигания забоя

Время отработки запасов.

t =1400/673 = 2.08 года

Примечание ТЭП лавы № 2, идентичны ТЭП лавы №1, и поэтому расчёт не приводим.

Таблица 5.12 Расчет параметров системы разработки при подготовке и отработке панели по варианту 2

Наименование	Площадь сечения	Длина, м	Параметры	Примечание
	всего, кв. м	по руде, кв. м		В,т	ДР В,т	АКС1,%	Ано,%	Дпр(Доч) т
Конвейерный штрек лавы	11,95	8,76	1640	10359	38804	24,34	14,84	28445	Проходка в два хода
Транспортный штрек лавы	11,11	8,76	1640	7631	36076	24,34	14,84	28445	Привязка почвы штрека - на 0,6 м ниже 3 с. с
Вспомогательный транспортный штрек	11,11	8,06	1640	9904	36076	24,22	15,53	26172	Почва ниже 3 с. с. на 0,4 м
Вентиляционный штрек лавы	8,03	5,59	2 •1530	14783	48652	21,71	14,10	33869	Почва ниже 3 с. с. на 0,6 м
Диагональные и технологические сбойки	9,43	8,06	4,7 •210	2677	18429	24,22	15,53	15751
Вспомогательный монтажный штрек	11,11	8,06	210	1268	4619	21,35	16,10	3351	Проходка по почве 3 с.с.
Монтажный штрек лавы	13,27	9,64	210	1509	5518	21,30	16,11	4008
Выработка складирования	9,43	8,06	1753	4755	32731	24,22	15,53	27976	Проходка по почве 3 с.с.
Итого:				52886	220905	23,51	15,00	168017
Из них объем складирования				19094	19094
Очистной забой	1,42 •194 2,06 •194	1,32 •194 1,96 •194	1391 9	53431 346	758722 7122	33,69 26,55	3,60 14,83	705290 6776
Итого:				53777	765844	33,62	3,70	712066

з=220905/(220905+765844)=0,22; В=(52866-19094+53777)=87569 Кн=(712066+ 168017)/(1,96 •264 •1640 •1,98)=0,523

КС1=0,22•23.51 +0,78•33,62=31,39% НО=0,22 •15,00+0,78 •3,70=6,19%

АKCl,=0,95•3,39=29,82% Ано= 1,05- 6,19=6,50%

Таблица 5.4 Расчет чистой прибыли Вариант 1

Наименование показателей	Годы реализации
	1	2	3	4	5
Добыча руды (сод. KCI 29,82 %), тонн	367020	367020	367020	367020	367020
Выпуск продукции (95 % KCI), тонн	96447,4	96447,4	96447,4	96447,4	96447,4
Затраты по проекту, у.е.:	371896,8	371896,8	371896,8	371896,8	371896,8
-амортизационные затраты,	299916,8	299916,8	299916,8	299916,8	299916,8
прочие затраты (РСЭО)	71980,0	71980,0	71980,0	71980,0	71980,0
затраты по проекту на 1 труды:	1,01	1,01	1,01	1,01	1,01
Стоимость товарной продукции, у.е.	8149807,9	8149807,9	8149807,9	8149807,9	8149807,9
Издержки производства, у.е.	5936913,5	5936913,5	5936913,5	5936913,5	5936913,5
Балансовая прибыль, у.е.	2212894,3	2212894,3	2212894,3	2212894,3	2212894,3
Балансовая прибыль на 1 т удобрений, у.е.	22,9	22,9	22,9	22,9	22,9
Налоги из прибыли, у.е.	542491,48	540212,114	537932,75	535653,379	533374,01
Чистая прибыл ь.у.е.	1670402,9	1672682,2	1674961,6	1677241,0	1679520,3
Чистая прибыль на 1 т удобрений, у.е.	17,32	17,34	17,37	17,39	17,41

Таблица 5.5 Расчет чистой прибыли Вариант 2

Наименование показателей	Годы реализации
Добыча руды (сод. KCI 29,82 %), тонн	363776,4	363776,4	363776,4	363776,4	363776,4
Выпуск продукции (95 % KCI), тонн	93319,0	93319,0	93319,0	93319,0	93319,0
Затраты по проекту, у.е.:	317211,4	317211,4	317211,4	317211,4	317211,4
-амортизационные затраты,	255815,7	255815,7	255815,7	255815,7	255815,7
прочие затраты (РСЭО)	61395,8	61395,8	61395,8	61395,8	61395,8
затраты по проекту на 1 труды:	0,87	0,87	0,87	0,87	0,87
Стоимость товарной продукции, у.е.	7885454,5	7885454,5	7885454,5	7885454,5	7885454,5
Издержки производства, у.е.	5773921,5	5773921,5	5773921,5	5773921,5	5773921,5
Балансовая прибыль, у.е.	2111533,0	2111533,0	2111533,0	2111533,0	2111533,0
Балансовая прибыль на 1 т удобрений, у.е.	22,6	22,6	22,6	22,6	22,6
Налоги из прибыли, у.е.	516488,913	514544,714	512600,52	510656,316	508712,12
Чистая прибыл ь.у.е.	1595044,1	1596988,3	1598932,5	1600876,7	1602820,9
Чистая прибыль на 1 т удобрений, у.е.	17,09	17,11	17,13	17,15	17,18

Технико-экономические показатели вариантов

Дня экономической оценки эффективности технологических систем разработки использована методика изложенная в "Инструкции по экономической оценке и нормированию потерь при добыче калийных солей на Старобинском месторождении", утвержденная ВО Союзкалий в 1984 г. и согласованная Госгортехнадзором БССР.

В качестве критерия экономической оценки эффективности технологических схем при выемке пласта будет использоваться показатель прибыли от промышленного использования 1 т разведанных запасов опытной панели, как наиболее чувствительного (Пб).

Расчеты себестоимости выполнены по показателям работы Первого рудоуправления за Ш квартал 2001 года, а также действующих в этот период цен на материалы и электроэнергию и увязаны с курсом доллара США Национального банка Республики Беларусь ( на 31.07.01 г. и на 30.09.01 г. курс составлял соответственно 1418 руб. и 1477 руб.). Заработная плата трудящихся взята на основании фактических данных по забою с учетом начислений за вышеуказанный период с пересчетом на у.е. Средняя отпускная цена конечной продукции по данным РУП ПО "Беларуськалий" составила 86 у.е.

Качество руды поставляемое на СОФ-1 за выделенный период характеризовалось следующим средник содержанием основных компонентов: КС1 - 24,5%; НО - 5,2%. Стоимость переработки в пересчете на 1 добытую тонну составила 3,42 у.е. Для возможности оценки затрат на переработку руды флотационным способом рассчитан коэффициент перехода в сопоставимые цены равный 1,175.

В тзбл.3.1 приведены основные показатели позволяющие дать экономическую оценку принятым к рассмотрению вариантам. Для удобства расчеты велись в условных единицах (у.е.). Стоимость оборудования по всем вариантам принята как вновь приобретаемое.

По варианту 1 себестоимость добычи по панели составила 5,20 у.е./т, а объем добытой руды - 835,78 тыс.т со средним содержанием в ней KCL - 27,94% и НО - 11,14%. Прибыль на 1 т разведанных и погашаемых запасов - 1,63 у.е., является наименьшей по отношению к другим вариантам. При отработке горизонта в потери уходит 3 сильвинитовый слой с высоким содержанием КС1 (42,42%). Прибыль от использования извлекаемых запасов панели составит:

П1 = 836,78•(19, 44 - 5,20 - 4, 72 - 4, 44 - 0, 1• 13, 44) -0,03 •1680,2 = 3075,804 тыс. у.е.

Производительность забойного рабочего достигает 160 т/сутки.

По варианту 2 себестоимость добычи составила 6,94 у.е. /т и является наибольшей, объем добытой руды - 967,66 тыс. тонн со средним содержанием КСL - 29,82%, НО - 6,50%. Прибыль на 1 т погашаемых запасов - 2,29 у.е. и выше варианта 2 на 13,5%. Общая прибыль варианта:

П3 = 967,56 • (22,02 - 6,94 - 4,72 - 4,03 - 0,1 • 16,46) - 0,03 • 1680,2 = 4482,113 тыс. у.е.

Производительность забойного рабочего для вариантов с селективной выемкой пласта составит около 120 т/сутки.

Большое влияние на технико-экономические показатели вариантов оказывает параметр годовой производительности очистного комплекса, его цена и качество извлекаемой руды. Так для варианта 2 без использования комбайна ЕСА-150 годовой объем добычи очистного комплекса с 483,1 тыс. тонн снизится до 411,3 тыс. т (за счет выполнения концевых операций на конвейерном штреке лавы одним комбайном). В результате прибыль от использования извлекаемых запасов по этому варианту снизится на 10% и составит 1,78 у.е./т.

Расчетный срок окупаемости капитальных вложений (инвестиций) от закупки забойного оборудования по вариантам, приведенный ниже:

Т1 = 6589 • 677,7 / (3075,804 • 477,7) = 3,04 года,

Т2 = 8313,6 • 567 / (4482,113 • 367) = 2,86 года,

Первый вариант при выемке пласта из столба панели даёт некондиционную руду и требуют дополнительных капитальных вложений на реконструкцию СОФ-1 для переработки высоко-глинистой руды (НО >10%)

Вариант 2, согласно расчетам, является экономически наиболее выгодным и предпочтительным.

Добытая руда, по сравнению с вариантом 1, имеет низкое содержание НО и высокое КС и отвечает уровню ее переработки без реконструкции СОФ-1. Складирование отходов переработки на поверхности здесь также минимальны, значит„ и затраты на охрану окружающей среды будут минимальны. В наших расчетах диаметр ревущего среднего шнека был принят равным 0,8 м. технически минимальным используемым на месторождении. Его оптимальное уменьшение до геологической мощности 4 сильвинитового слоя - 0,65 м или другое промежуточное значение позволяет поднять содержание КС1 в добытой руде на 1-2%. Новый комбайн позволяет впервые приступить к освоению забалансовых запасов калийных руд не только Первого, но и Четвертого калийного горизонта имеющего схожее геологическое строение.

По результатам проведенных расчетных исследований оценки экономической эффективности использования финансовых ресурсов на закупку гидромеханизированного комплекса для выемки запасов панели гор.-200 м на руднике 1 РУ РУП ПО "Беларуськалий" можно сделать следующие выводы.

1. Согласно расчетам на текущих панелях применяем более экономически выгодный вариант 2.

2. Привлекаемые инвестиции будут направлены на увеличение объёмов добычи калийной руды и укрепление сырьевой базы предприятия, Обеспечение занятости трудящихся.

3. Внедрение очистного комплекса по варианту 2 за счет выемки 3-го сильвинитового слоя позволяет более рационально использовать запасы калийного горизонта и способствуют большему выпуску минеральных удобрений чем вариант 1.

4. Капитальные вложения окупаются за счет прибыли в течении 4-5 лет при условии размещения приобретенного оборудования на новых панелях. По предварительным данным на площади 1 калийного горизонта южно разместить около 9 панелей аналогичных опытной. Это снижает степень рискованности инвестирования данной закупки.

5. По моему мнению, использование трехшнекового комбайна заслуживает особого внимания и было бы оправдано при следующих условиях::

- производительность очистного комплекса по руде должна составить 360 - 400 тыс.т/год с содержанием в добытой руде КС1 не менее 32% и НО не более 5%;

- мощность привода режущего органа комбайна должна быть не более 300 кВт и обеспечивать производительность до 400 т/час;

дополнительный шнек должен быть изготовлен под выемку 4 сильвинитового слоя диаметром 0,65-0,8 м.

Полученные результаты следует использовать для разработки технического задания на изготовление, закупку и испытание новой выемочной наганы.

6. При изменении стоимости закупки забойного оборудования очистного комплекса или его комплектации, а также работы в других горногеологических и горнотехнических условиях необходимо проведение дополнительных работ по определению экономической целесообразности его пользования. При выборе забойного оборудования следует учесть планируемую мощность горизонта и расчетную потребность числа комплексов одновременно задействованных в очистных работах.

7. Окончательные выводы об эффективности новой технологии могут сделаны после получения фактических ТЭП в процессе проведения подготовительно-добычных работ.

Таблица 5.6 Экономическая оценка добычи запасов панели различными очистными комплексами

Показатели	Формула (величина)	Един, измер.	Варианты Примечание
			1	2
Геологическая мощность пласта	Мтр	м	1,96	1,96
Высота лавы	h	м	1,21	2,06
Длина участка	L	м	1640	1640
Длина столба лавы	Lст	м	1400	1400
Ширина участка	М	м	264	264
Объемный вес пород	г	т/куб.м	1,98	1,98
Балансовые запасы	Б = L • Мтр • М • г	тыс. т	1680,2	1680,2
Содержание KCI в балансовых запасах	с	%	27,54	27,54
Забойная себестоимость при ГПР	Cгпр	у.е./т	2,03	2,03
Забойная себестоимость лавы	Cоч	у.е./т	3,48	5,53
Рудоуправленческие и внепроизводст-венные расходы	Cн	у.е./т	4,72	4,72	Данные рудоуправления за 3 квартал 2002 г.
Общешахтные затраты	Cш	у.е./т	1,74	1,74
Ставка возмещения затрат на геологоразведочные работы	Ср	у.е./т	0,03	0,03	Расчет по ставке ГНИ за 3 квартал 2002 г.
Добыча руды из очистного забоя	Доч	тыс. т	606,15	712,07
Добыча руды из ГПР	Дпр	тыс.т.	130,24	168,02
Удельный объем добычи ГПР	з	доли ед.	0,23	0,22
Добыча руды всего	Др = Доч + Дпр	тыс.т.	736.39	880,09
Добыча разубоживающих пород в горной массе	в	тыс.т	100,39	87,57
Содержание KCI в добытой массе	Аaki	%	27,94	29,82

Расчет фонда заработной платы

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

Расчет заработной платы для рабочих

Фонд заработной платы по тарифу Фтар руб.:

месторождение калийный руда выработка

где, Тс1 - часовая тарифная ставка рабочего I разряда, руб./ч (Тс1= 350 );

kт - тарифный коэффициент(табл. 8) ;

ko - отрослевой коэффициент (ko = 1,9) ;

N - списочная численность рабочих (табл. 2);

n - продолжительность смены, час.

Таблица 8.7 Тарифные коэффициенты

Разряд	I	II	III	IV	V	VI	VII	VIII	IX	X	XI	XII	XIII
km	1.0	1.36	1.85	2.15	2.49	2.89	3.35	3.69	4.06	4.47	4.74	5.02	5.32

Размер всех доплат (включая доплаты за работу в ночное, вечернее время и премию) принимаем в размере 70% от фонда заработной платы.

Основной фонд заработной платы Фо , тыс. руб.:

Дополнительный фонд оплаты труда Фдоп , тыс. руб. принимаем в размере 1/6 от основного фонда заработной платы :

Годовой фонд оплаты труда Фгод , тыс. руб.:

Расчет заработной платы для рабочих сведен в табл. 9

Таблица 8.8 Заработная плата рабочих

Должность	Разряд	Числен- ность	Фтариф тыс.руб	Д, тыс.руб	Фо тыс.руб	Фдоп тыс.руб	Фгод, тыс.руб
МГВМ	VII	3	125	87,5	212,5	35.4	50076
ГРОЗ	VI	8	107.6	75,3	182,9	30.48	43103
Электрослесарь	IV	11	140.1	98	238,1	39.68	56112
Итого:	149291

Исходные данные для расчета забойной себестоимости добычи руды при ГПР (Сгпр)

№№	Наименование показателей	Индекс	Показатели
1	2	3	4
1	Балансовая стоимость оборудования, тыс.у.е.	К	1021.0
	в том числе:
	комбайн ПК-8МА		250
	комбайн Урал-10А		270
	бункер-перегружатель		2 •33
	самоходный вагон 5ВС-15М		3 •80
	конвейер скребковый СП-202		2 •51
	прочее (10%)		93
2	Списочная численность рабочих, чел.	ч	25
3	Годовая норма амортизационных отчислений, %	А	20
. 4	Удельные затраты на 1т отбитой руды:
	на электроэнергию, у.е	Сэ	0,16
	на материалы, у.е.	См	0,04
5	Годовая заработная плата забойного рабочего с отчислениями, у.е.	3	6480
6	Годовой объем добычи, млн.т.	Пгод	0,20
7	(З •Ч+К •А)/Пгод+Сэ+См, у.е./т	Сгпр	2,03

Таблица 5.3 Спецификация оборудования для выемки верхней пачки Первого калийного горизонта (вариант 2)

№ п/п	Обозначение	Наименование	Кол-во шт.	Масса ед. т.	Стоимость ед., тыс. у.е.	Примечание
1	Выемочный комбайн	ЭЛ-700С	1	70,0	2500	1040 кВт
2	Забойный конвейер	ЕКФ-3	1	236,0	1200	210 м 2 х 132 кВт
3	Крепь сопряжений	Фазос-23/ЗЗ ПП	10	12,09 17,82	27,8
4	Крепь забойная	БС 2.1ПП	87	7,32	23,3
5	Энергопоезд	АЗЕ-5 + РК-130 + электрооборудование	-	40,20	500
6	Штрековые конвейеры	Вальбот + ФА-УПП-2	2 1	57,47 5,09	245	2 х 96 м 4 х 132 кВт
7	Закладочный комплекс	Бальбот + УМЗ	4	16,43	40	3 х 15 м 3 х 85 кВт
8	Эстакада	Металлоконструкции	6	1,30	0,5

Общий вес комплекса - 1460 т

Установленная модность очистного комплекса - 2266 кВт.

Требования по безопасности забойного оборудования

Электрооборудование машин механизмов должно быть выполнено во взрывозащищённом исполнении и удовлетворять требованиям ГОСТов на взрывозащитное электрооборудование или европейских стандартов марки EN (50012, 50014, 50028).

Конструкции машин и механизмов комплекса должны удовлетворять следующих нормативных документов:

- Нормы по безопасности забойных машин и комплексов для рудников соляных месторождений Республики Беларусь, Минск, 1996;

- Правила безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь, Минск, 1998,

- Маркировка оборудования, таблички, поясняющие надписи и эксплуатационная документация должна быть выполнена на русском языке.

На проведение приемочных испытаний комплекса должно быть получено разрешение Проматомнадзора Республики Беларусь.

9. Подземный транспорт

9.1 Доставка людей и грузов на горизонте

Расстояние от ствола до рабочих мест составляет 4-8,7 км, поэтому доставка людей к месту работы производится с помощью автотранспорта. Для доставки людей к месту работы используются машины германской фирмы “Паус” типа “Минка-26”. Для дежурства на горизонтах на участках ПВРКТ, РМУ, ПУАПП и для оказания скорой медицинской помощи используются автомашины типа “Мини-минка”. Для доставки материалов и оборудования используются трактора различных марок. Доставка тяжелого оборудования на панели и лавы осуществляется гусеничными тракторами типа ТДТ-40, ДТ-55. Достака материалов крепления, ГСМ, эмульсии, запасных частей производится тракторами и другими видами транспорта. Для зачистки выработок используются бульдозеры.

Таблица 9.1 Наличие самоходного оборудования с двигателями внутреннего сгорания

№	Наименование оборудования	Наличие (шт.)
	Автомобиль Минка-26	10
	Трактор Беларусь-572	10
	Прицеп тракторный 1ПТС-2,5	2
	Бульдозер ДТ-75	3
	Автопогрузчик Амкодор-451.1	2
	Автомобиль пожарный АЦ-30-53А	1
	Погрузочно-доставочная машина ПГТ-10	2
	Автомобиль ММП-353 (скорая помощь)	1
	Автозаправщик ВТ-30СШ-6	1
	Машина шахтная МТ-353-М2	4
	Автомашина «Миди-минка»	3

Произведем расчет количества рейсов, необходимых для доставки людей к месту работ и обратно к стволу с помощью специально оборудованных автомашин «Минка-26»:

Средняя скорость движения - 20 км/ч,

Средневзвешенная длина трассы - 3 км,

посадка у ствола - 5 мин,

выход - 5 мин,

маневры - 3 мин,

Всего: - 31 мин

Автомашина типа «Минка-26» имеет 20 мест, число людей на панели - 20 человек. Таким образом:

П = 20/20 = 1 рейс на одну панель.

9.2 Транспортировка горной массы. Выбор конвейеров

Разработка калийных месторождений обуславливает большие объемы горноподготовительных работ, нарезных и очистных работ с большим грузопотоком. В связи с высокой производительностью, которую необходимо обеспечить согласно заданию, принимаем конвейерный транспорт как транспорт по горизонту. Его производительность не зависит от длины транспортировки, что существенно при длине шахтного поля до 10 км. На выбор транспорта оказывает влияние применение механизированных комплексов в лавах, ведущих непрерывную отбойку руды. Это дает возможность автоматизировать транспорт и осуществить циклично-поточную технологию добычи руды. Преимуществом также является низкая энергоемкость и трудоемкость обслуживания, достаточная надежность, бесшумность и безопасность работы по сравнению с локомотивным транспортом. Определяющим фактором в выборе схемы транспорта является особенность вскрытия и системы разработки.

Все ленточные конвейера, а также штрековые скребковые конвейера лав автоматизированы с помощью аппаратуры БИСУК-1 и управляются оператором с поверхности с пульта ПГДМ-1С. Схема транспорта руды показана на рис. 9.1.

Рис. 9.1. Схема транспорта руды из лавы.

Рис. 9.2. Схема транспорта при проходке выработок.

Транспорт руды из забоя осуществляется следующим образом: руда по скребковому конвейеру ЕКФ-3-30 движется на конвейерный штрек лавы, где через систему двух конвейеров ЕКФ-3 (подвижного и неподвижного) поступает на конвейерную сбойку, где устанавливается скребковый конвейер СП-80, далее руда поступает на конвейер КЛ-800 конвейерного штрека панели. Затем отгрузка осуществляется на магистральные конвейера 1ЛУ-120. С магистральных конвейеров руда подается в приемныйбункер стволаN1 и скипами выдается на поверхность.

Опережающий штрековый конвейер ЕКФ-3 - неподвижный, отстающий штрековый конвейер - передвижной. По мере подвигания забоя став подвижного конвейера подтягивается гидравлическим шагающим устройством вперед, чтобы не допускалось отставание натяжной головки конвейера от ниши забоя более чем на 5м. При подходе забоя к концевой головке неподвижного штрекового конвейера, последний подтягивается без разборки далее к следующей конвейерной отбойке, где предварительно устанавливают скребковый конвейер СП-80. Передвижку осуществляют с помощью лебедки, установленной на конвейерном штреке лавы.

9.3 Расчет скребкового конвейера

Выбираем конвейер по трем параметрам: L, , Q.

Таблица 9.1 Техническая характеристика забойного конвейера ЕКФ-3-30-72

Длина лавы	150,200,300 м
Перемещение	6о
Производительность	600 т/час
Скорость цепи	1,0 м/с
Загрузка	167 кг/м
Мощность привода	2х160кВт
Параметры става: Ширина Ширина с навеской Высота со стороны погрузки Высота со стороны погрузки с барабанами длина рештака	642 мм 1572 мм 215 мм 564 мм 1900 мм
масса конвейера	104 т

Определение среднеминутного грузопотока

, (9.1)

где T - время смены, ч; Kp - коэффициент, учитывающий время использования смены.

Определение максимального грузопотока

, (9.2)

где B- ширина захвата, м; m- мощность пласта, м; Vn - скорость подачи, м/с; - плотность, т/м3; - коэффициент, зависящий от режима работы, =1 для односторонней системы отработки.

Определение минутного коэффициента неравномерности

. (9.3)

Продолжительность разгрузки конвейера

. (9.4)

по таблице определяем расчетный коэффициент неравномерности с учетом K1 и tk : Kt = 2 .

Эксплуатационная производительность.

(9.5)

Необходимое сечение конвейера:

. (9.6)

где Vц - скорость движения цепей, м/с; ?n - плотность руды.

.

Фактическое сечение конвейера.

, (9.7)

где b - ширина конвейера, м; h - высота со стороны погрузки, м; с - ширина между направляющими, м; ? - угол естественного откоса,

Fн = 0,08 Ј 0,09- конвейер удовлетворяет заданным условиям.

Определение сопротивления движению при работе скребкового конвейера:

(9.8)

где g = 9,8 м/с; qц=20 кг/м - линейная масса тягового органа; Lk-длина конвейера, м; fц=0,25 - коэффициент трения цепи о желоб.

Н

Линейная масса груза:

, (9.9)

Рис. 9.2 Схема к расчету скребкового конвейера

Определение тягового усилия привода конвейера:

.(9.10)

Сопротивление движению на приводной головке:

. (9.11)

Определение суммарной мощности электродвигателей:

, (9.12)

где Vгр =1, kз - коэффициент запаса прочности.

Для привода конвейера берем 1 двигатель мощностью 132 кВт.

Запас прочности тягового органа:

, (9.13)

где S разр = 480000Н; i - число т.цепи; - статическое напряжение тягового органа; - коэффициент неравномерности натяжения тягового органа.

9.4 Расчет ленточного конвейера

Таблица 9.2 Исходные данные к расчету

Длина столба	1000 м
Угол наклона конвейерного штрека	= 0
Скорость движения ленты	Vл = 2,5 м/с
Плотность руды в насыпке	н = 1,35 т/м3
Ширина ленты	1000 мм
Угол обхвата	470 град.

Суммарная мощность электродвигателей конвейера КЛ-800 (2ЛТ-100) составляет 110 кВт.

Проверка по приемной способности:

а = 15,7 м3/мин - паспортная способность конвейера,

aмах = 11,3 м3/мин < 15,7 м3/мин.

Конвейер КЛ-800 удовлетворяет требованиям по приемной способности.

Продолжительность загрузки конвейера:

. (9.14)

По таблице находим расчетный коэффициент неравномерности: Kt =1.3

Эксплуатационная производительность:

. (9.15)

Определение сопротивлений движению:

,

где WI - коэффициент сопротивления движению;

- линейная масса груза; где и - линейные массы вращающихся частей; и - массы роликоопор грузовой и ходовой ветвей соответственно, кг; - расстояние между роликоопорами; - линейная масса ленты:

, (9.16)

где = 1.3 - объемная масса ленты, т/м3; - насыпная ширина ленты, т; I - число прокладок; - толщина одной прокладки, мм; - толщина верхней обкладки, мм; - толщина нижней обкладки,мм.

Натяжение ленты:

, (9.17)

Н, (9.18)

kТ=1,3 - коэффициент запаса сил трения на привод барабана; - тяговый фактор.

Рис. 9.3 Схема натяжения ленты

H;

H;

H;

H;

H;

H;

H ;

H.

Определяем запас прочности ленты на разрыв:

, . (9.19)

лента 2к 300 м

Н, (9.20)

где B - ширина ленты;

; (9.21)

.

Тяговое усилие привода

.

Мощность двигателя приводных барабанов

; (9.22)

.

Для привода ленточного конвейера выбираем двигатель мощностью 110 кВт.

10. Проветривание

10.1 Выбор схемы и способа проветривания

В настоящем проекте предусмотрена разработка первого горизонта в пределах шахтного поля 1РУ. Проветривание горизонта осуществляется всасывающим способом с помощью вентиляторной установки при центральной схеме проветривания. Движение свежей струи воздуха в руднике происходит от воздухопадающего ствола №3 по главным и панельным штрекам к добычным и проходческим забоям, исходящая струя воздуха движется по панельным и главным вентиляционным штрекам к стволу №2. Регулирование расхода воздуха на горизонте производится с помощью вентиляционных перемычек.

Шахтное поле отрабатывается обратным ходом, т.е. от флангов к центру. Очистная выемка в панели ведется также обратным ходом, с погашением транспортных и вентиляционных штреков, следовательно, принимаем возвратноточную схему проветривания лав.

Околоствольные выработки, забои лав и камеры проветриваются за счет общешахтной депрессии, подготовительные и очистные забои камерной системы проветриваются вентиляторами местного проветривания.

Для предупреждения утечек воздуха в подземных горных выработках на пути его движения между выработками с входящими и исходящими струями устанавливаются бетонные перемычки (глухие, с дверями для прохода людей или проезда транспорта), которые в процессе эксплуатации периодически ремонтируются.

При расчетах необходимо учитывать следующие параметры:

- согласно Правилам безопасности, скорость воздуха в призабойных пространствах очистных выработках всех шахт должна быть не менее 0,25 м/с, а в выработках, проветриваемых за счет общешахтной депрессии - не менее 0,15 м/с.

- максимальная скорость воздуха в стволах для подъема и спуска людей и грузов, а также в капитальных выработках не должна превышать 8 м/с. В призабойных пространствах очистных выработок максимальная скорость воздуха должна быть не более 4 м/с. Во всех прочих горных выработках, проведенных по руде и породе - не более 6 м/с.

- для шахт с суточной добычей 4000 т/сутки и более максимально допустимое значение общешахтной депрессии составляет 4500 Па.

Пылеподавление в забоях, проходимых проходческими комплексами, осуществляется с помощью отсоса воздуха с пылью вентиляторами местного проветривания в пылесборочные мешки, с последующей его очисткой от пыли, на пересыпах конвейеров устанавливаются герметические пылеулавливающие течки, главные транспортные и панельные штреки периодически поливаются водой, рабочим очистных и подготовительных забоев выдаются респираторы типа "Лепесток" или "Кама".

Для контроля за качеством воздуха в действующих выработках рудника регулярно производится отбор проб воздуха на запыленность и содержание газов, а так же замер количества проходящего воздуха по этим выработкам.

Контроль содержания в рудничной атмосфере метана осуществляется интерферометрами типа ШИ-10, ШИ-11,а также метан-реле, устанавливаемых на исходящих струях в лавах, на проходческих комплексах - сигнализаторами метана типа "Сигнал-2", ТМРК-3. Замер газов осуществляется согласно "ПБ республики Беларусь", утвержденным Госпромратомнадзором РБ.25.03.94г. Для определения содержания ядовитых газов применяются газоопределители типа ГХ-4 с соответствующими индикаторными трубками.

В зимнее время поступающий в шахту воздух подогревается калориферами КВБ-10А.

10.2 Расчет необходимого количества воздуха

Таблица 10.1 Исходные данные для расчета

№ пп	Наименование	Ед.изм.	Обозна-чение	Величина
1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9.	Расход воздуха на 1 человека Ориентировочная температура воздуха, поступающего на горизонт “-670 м” Эффективная скорость воздуха по выносу пыли в лаве в тупиковой выработке Объемный вес сильвинита Минимальный расход воздуха на 1 л.с. ДВС Сечение выработки, проводимое компл. ПК-8 Относительная газообильность забоя по метану Коэффициент неравномерности	м3/мин град. м/с м/с т/м3 м3/мин м2 м3/т	Qл tb Vэф Vэф bм S qпл Кн	6 20 0,5 0.15 2,08 5,0 8,1 0,2 1,86

По наибольшему числу людей в лаве:

Qз.л = 6 n/60,м3/с (10.1)

где n - максимальное число людей, находящихся в выработке;

Qз.л = 6 4/60 = 0,4м3/с;

По горючим газам:

Qз.г = 100 I qпл / г(C-Cо) 60 , м3/с (10.2)

где I - производительность комбайна, т/мин (для очистного комбайна «Электра-100» I = 6,7 т/мин; КС - 86 I = 3,5 т/мин); С - допустимая концентрация условного метана в исходящей струе , 1 %; Cо - концентрация условного метана в поступающей в выработку струе, 0%; г - удельный вес руды, т/м3; qпл - относительная газообильность забоя , м3/т.

Qз.г = 100 6,7 0,2/2,08 1 60 = 1,07 м3/с;

По нагреву воздуха:

Qв.т = kк kз N (1-)/(26-T) 60, м3/с (10.3)

kк - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса (для лав kк = 0,7);

kз - коэффициент, учитывающий тип забоя (для лав kз = 35); N - суммарная мощность электродвигателей, кВт (так как в верхней лаве работает два комбайна, то N = 230+230 = 460 кВт); T = 20 - температура воздуха поступающего в забой; - средневзвешенный КПД комбайна;

Qз.т = 0,7 35 750 (1-0,88) / (26 - 20) 60 = 6,12 м3/с

По минимальной допустимой скорости движения:

Qв = Vmin (Sл.мах - Sм), м3/с (10.4)

где: Sл.мах - площадь поперечного сечения призабойного пространства лавы до передвижки крепи; Sм - миделево сечение крепи и конвейера

Qв = 0,25 (7,4-1,9) = 1,38 м3/с

Расход воздуха по пыли:

Qв = Vопт (Sл.мах - Sм), м3/с (10.5)

где Vопт - оптимальная скорость движения воздуха по пылевому фактору, м3/с (для лавы Vопт = 0,5 м2/с)

Qв = 0,5 (7,4-1,9) = 2,75м3/с

По комплексу факторов принимаем максимальное значения расхода воздуха из расчетных значений:

Qвм = 6,12 м3/с

10.3 Расчет необходимого количества воздуха для проветривания подготовительных забоев

Подготовительные работы на руднике осуществляются с помощью проходческого комбайна ПК-8.

По наибольшему числу людей:

Qпз = 6 3/60 = 0,3 м3/с

По метану:

Qз.г = 100 kу kн qпл kq I/60 (с-с0), м3/с (10.6)

kу - коэффициент утечек воздуха в трубопроводе

kу =1,01+0,0006 lтр=1,01+0,0006 500 = 1,31;

kн - коэффициент неравномерности (kн = 1,86); qпл - относительная газообильность пласта по условному метану, м3/т; kq - коэффициент дегазации, принимаем равным - 1,0; I - производительность комбайна, т/мин (для ПК-8, I = 2,3т/мин); С - допустимая концентрация условного метана в исходящей струе , 1 %; Cо - концентрация условного метана в поступающей в выработку струе, 0%; г - удельный вес руды, т/м3

Qзг = 100 1,31 1,86 0,2 1 2,3/60 2,08 (1-0,01) = 0,9 м3/с

По нагреву воздуха:

Qт = kз kу kк N (1-)/(26-T) 60, м3/с (10.7)

kз - коэффициент, учитывающий тип забоя (для тупиковых забоев kз = 50); kк - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса (для тупиковых забоев kк = 0,5); kу - коэффициент утечек воздуха в трубопроводе; N - суммарная мощность электродвигателей, кВт; - средневзвешенный КПД комбайна; T = 20 - температура воздуха поступающего в забой;

Qзт = 50 0,5 1,31 (333+40+112) (1-0,92)/(26-20) 60 = 2,82 м3/с;

Расход воздуха по пыли и минимальной скорости движения воздуха:

Qv = Vопт Sвыр , м3/с (10.8)

Vопт - оптимальная скорость движения воздуха по пылевому фактору, м/с. Для комбайновых ходов (выработок) Vопт = 0,15 м/с.

Qv = 0,15 8,1 = 1,22 м3/с;

По комплексу факторов принимаем максимальное из полученных значений расхода воздуха: Q = 2,82 м3/с.

10.4 Аэродинамический расчет трубопровода и выбор вентилятора местного проветривания для забоя подготовительной выработки

Подача вентилятора:

Qв =kу Qз, м3/с (10.9)

kу - коэффициент утечек воздуха в трубопроводе, kу = 1,31.

Qв = 1,31 2,82 = 3,7м3/с.

Подача не превышает максимально возможную производительность ВМП (в настоящее время 12-13 м3/с).

Необходимое давление вентилятора:

hв = Qв2 Rтр (0,59/kут.тр+0,41)2 (10.10)

где Rтр - аэродинамическое сопротивление трубопровода, к.

Rтр = rтр (lтр + 20 dтр n`п + 10 dтр n``п), (10.11)

где rтр - удельное аэродинамическое сопротивление трубопровода (при dтр = 0,6 rтр = 0,071 к/м); n`п, n``п - число поворотов трубопровода под углом соответственно в 90 и в 45 градусов; dтр - диаметр трубопровода, dтр = 0,6 м; rтр -удельное аэродинамическое сопротивление трубопровода;

Rтр = 0,071 (500+10 2 0,6)=36,35, к;

hв = 3,72 36,35(0,59/1,31+0,41)2 =368,3 даПа

Выбираем вентилятор местного проветривания ВМЦ-6, обеспечивающий подачу количества воздуха 3,5 м3/с при максимальной длине трубопровода 500 м.

Расход воздуха в месте установки ВМП определяется в соответствии с требованиями правил безопасности, исключающими возможность рециркуляции воздуха, по следующим формулам:

Qвс = 1,43 Qв; (10.12)

Qвс = Qв + 0,15 Sв,

Sв - площадь поперечного сечения выработки в месте установки ВМП, Sв = 8,1 м2.

Qвс = 1,43 3,7 = 5,3 м3/с

Qвс = 3,7 + 0,15 8,1 = 4,92 м3/с

Принимаем максимальное значение: Qвс = 5,3 м3/с.

10.5 Расчет необходимого расхода воздуха для проветривания одной панели горизонта «-205 м»

Согласно принятой выше системе разработки для обеспечения заданной производительности шахты 6 млн. т. в год работа на горизонте ведется в двух панелях южного крыла. Всего в одной панели работает 2 добычных (4 лавы) и 2 проходческих (2 комбайна ПК-8) участка.

Необходимый расход воздуха для проветривания панели:

Qп = УQзп kут + Qут + Qпод + Qм (10.13)

УQзп - общий расход воздуха, необходимого для проветривания призабойных частей лав, м3/сек; kут - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство лавы, kут = 1,5; Qут - утечки через вентиляционные сооружения, м3/сек; Qпод - расход воздуха в подготовительных забоях, м3/сек; Qм - количество воздуха необходимое для разжижения выхлопных газов ДВС, м3/сек.

Qвм = 6,12 м3/с

УQзп = 2 2,4+2 3.92 =12,64 м3/с

Согласно практическим данным, утечки через вентсооружения составляют Qут = 8,35 м3/с.

Qб = 1,1 Qвс, (10.14)

где Qвс - расход воздуха в месте установки ВМП, м3/с.

Qб = 1,1 (5,3 +5,3) = 11,66 м3/с

Qм = bм N kод, (10.15)

где N -суммарная мощность одновременно работающих двигателей, л.с. (N= 90л.с - трактор; N = 67 л.с - автомашина «Минка»);

kод - коэффициент одновременности работы (kод = 1);

Qм =5 1 (90+67)/60 = 13,08 м3/с

Таким образом,

Qп =6,12 1.5 + 8,35 + 11,66 +13,08 = 42,27 м3/с