обладают достаточно большой податливостью;

позволяет осуществлять визуальный контроль за состоянием крепи в процессе эксплуатации;

Рациональная область применения:

крепление кровли очистных и подготовительных выработок;

крепление кровли выработок в сочетании с винтовыми анкерами;

крепление стенок выработок и целиков.

Винтовые анкеры.

Анкер представляет собой круглый стержень из стали марки Ст.5, имеющий по всей длине резьбу специального профиля. Один конец анкера расположен с целью завинчивания его в шпур с помощью бурового оборудования и удержания опорной плитки. Конструктивные размеры крепи должны соответствовать значениям, приведенным в таблице № 3.6.

Таблица № 3.6.

Основные конструктивные размеры крепи	Величина показателя
Стандартная длинна анкера, мм	900, 1200, 1500, 1800
Наружный диаметр резьбы, мм	31-1,0
Внутренний диаметр резьбы, мм	19-1,0
Шаг резьбы, мм	30+3,0
Хвостовик под плоскую шайбу, мм Длинна Ширина Толщина	40+5,0 35+2,0 9
Размер шайбы под хвостовик, мм	70 x 70 x 6-8

Закрепление анкера осуществляется за счет внедрения его витков в стенке шпура. Процесс крепления выработок винтовыми анкерами состоит из бурения шпуров и завинчивания в них анкеров. Прочность закрепления винтового анкера в шпуре при заданных шаге и внешнем диаметре винта, угле профиля витков и прочности горных пород, зависит от глубины завинчивания (количество витков, взаимодействующих с породой) и диаметра шпура.

Достоинства винтовых анкеров:

вступают в работу сразу после установки, не допускают расслоение пород;

работы по возведению крепи механизированы;

высокая несущая способность.

Недостатки:

необходимы соблюдения точного соответствия между диаметрами шпура и анкерами;

трудоемкость бурения шпуров 25-26 мм в породах с высоким содержанием глинистых прослойков;

ограничения податливости крепи;

невозможность контроля за состоянием крепи в процессе эксплуатации.

3.4 Очистные работы

Технология очистных работ - это комплекс производственных процессов и операций, выполняемых механизмами в определенном порядке в очистной выработке и обеспечивающих извлечение полезного ископаемого. Технологические схемы очистных работ снабжаются описанием последовательности выполнения производственных процессов.

Производственные процессы очистных работ делятся на основные и вспомогательные. К основным процессам относятся отбойка руды в очистном забое, ее погрузка и доставка из очистной выработки до подготовительных выработок. К вспомогательным процессам относятся крепление выработок, управление кровлей, проветривание, энергоснабжение и др.

Для одних и тех же условий могут быть приняты несколько конкурирующих технологических схем очистной выемки. В практике калийной промышленности известны свыше 100 применяемых, применявшихся, испытываемых или планируемых к испытанию технологических схем очистной выемки.

Приемка лав в эксплуатацию должна осуществляться после отхода очистных забоев от монтажных штреков на расстояние не менее ширины призабойного пространства и выхода комплексов на пласт, а при двух слоевой выемке, кроме того, после прохода нижней лавой пройденного впереди монтажного штрека верхней лавы.

При выемке пласта с разделением на слои опережение очистных работ в слоях должно составлять:

при общей подготовке слоевых лав - не более 6,5 м;

при раздельной подготовке слоевых лав и проведении выработок нижней лавы под выработанным пространством верхней лавы - не менее 400м;

при раздельной подготовке слоевых лав с надработкой подготовительных выработок нижней лавы верхней - 80-250м при ширине надробатываемых выработок 4,1-4,5 м и не более 80м при проведении надробатываемых выработок одним ходом комбайна типа ПК-8МА.

Мощность межслоевой пачки должна быть не более 0,6м при общей подготовке слоев и не менее 0,8м при раздельной подготовке слоев.

При использовании в очистном забое механизированной крепи поддерживающе-оградительного типа наклона ограждений должен быть не менее 30.В очистном забое зазор между верхняками соседних секций крепи и ограждениями соседних секций крепи не должен превышать 0,5м.Общая ширина не закрепленной полосы кровли (от забоя до жесткой части верхняка или конца поджимного козырька) не должен превышать 2,4м, а при отработке слоев II, II-III и III валовым способом в вариантах слоевой выемки пласта - 2,0м. Место машиниста комбайна должно располагаться в защищенной крепью зоне. Сопряжение лав с выемочными штреками должны поддерживаться механизированной крепью. Тип и количество секций (комплектов) крепи сопряжения должны определяться проектом в зависимости от варианта системы разработки, расположение сопряжения относительно выработанного пространства и устойчивости пород кровли.

При слоевой выемке пласта с раздельной подготовкой слоев для снижения интенсивности обрушений пород основной кровли может производиться предварительное ее разупрочнение.

3.5 Системы разработки шахтного поля

Столбовая разработка шахтного поля.

Наибольшее распространение (более 75%) при отработке" пластовых месторождений полезных ископаемых получили столбовые системы разработки, характеризующиеся независимым ведением очистных и подготовительных работ в пределах выемочного поля. Столбовая система разработки предполагает полное оконтуривание выемочного участка системой подготовительных выработок до начала ведения очистных работ. Очистные работы ведутся комбайнами SL-300L, EDW-300/760L, EW-200/230, KШЭ-1 и др.

Столбовая система с обрушением кровли успешно применяется при разработке Старобинского калийного месторождения Применение этой системы возможно, если при обрушении будет исключено проникновение подземных вод в разрабатываемый пласт. Для этого толща пород между пластом и водоносным горизонтом должна превышать мощность отрабатываемого пласта не менее чем в 40 раз.

Подготовка заключается в проведении из главного конвейерного (панельного) и вентиляционных штреков конвейерного штрека, двух транспортных и вентиляционных штреков. Для защиты вентиляционного штрека от большого горного давления на расстоянии 3 м от него проводят разгрузочный штрек . Для проведения выработок применяют комбайны ПК-8 или «Урал-10КС», кровлю выработок крепят штангами. Транспортирование руды с забойных конвейеров осуществляется промежуточными скребковыми конвейерами марки- СП-63М, с которых руда поступает на ленточный конвейер (КЛЗ-500).Длина столба 1200--1500 м, ширина (длина лавы) 90-- 250 м.

Первоначально на границе столбов проводят разрезные штреки шириной 4,5 м, в которых монтируют комплекс оборудования. Выемку руды в лаве ведут от конвейерного штрека к вентиляционному. После выемки полосы руды шириной 0,63 м комбайн отгоняют в исходное положение и передвигают забойный конвейер.

Применение столбовой системы разработки калийных пластов исключает возможность прорыва воды в подземные выработки в следствие подработки водозащитной толщи и обеспечивает:

§ высокие технико-экономические показатели;

§ безопасные условия труда при ведении горных работ;

§ безопасную эксплуатацию подрабатываемых поверхностных объектов в комплексе со строительными и конструктивными мерами их охраны.

Несмотря на то что себестоимость добычи и производительность труда на механизированных комплексах такие же, как при камерно-столбозых системах разработки, применяемых в аналогичных условиях, описанные системы дают значительный экономический эффект за счет увеличения качества добываемой руды и снижения потерь калийных солей в недрах. Так, при раздельной комбайновой выемке потери руды не превышают 15--20 % против 50--60 % при камерной системе.

К недостаткам системы следует отнести: необходимость проведения большого объема подготовительных выработок до начала ведения очистных работ; сложность проветривания длинных выемочных выработок при их проведении; необходимость поддержания выемочных выработок как в период их проведения, так и во время ведения очистных работ.

Варианты столбовой системы разработки.

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

Выбор технологической схемы должен производиться путем сравнительной оценки возможных вариантов очистной выемки с учетом требований.

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

Параметры подготовки и отработки панелей (выемочных столбов) должны определяться исходя из конкретных горно-геологических условий с учетом выбранной технологической схемы, применяемого оборудования и устойчивости подготовительных выработок.

Камерная система разработки.

На месторождении применяются следующие варианты камерной системы:

§ разработка с оставлением податливых целиков;

§ разработка с оставлением жестких целиков;

§ разработка с регулярным оставлением жестких и податливых целиков.

Параметры камерной системы разработки определяются расчетным путем либо принимаются на основании опытных данных. К параметрам камерной системы разработки относятся:

§ размеры очистных камер (пролет, высота, длинна);

§ размеры между камерных и поддерживающих целиков;

§ размеры камер разворота комбайнов;

§ длинна и ширина панелей, блоков;

§ расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках.

Параметры камерной системы разработки должны обеспечивать:

§ безопасное состояние горных выработок в течении отведенного им срока службы;

§ потери полезного ископаемого в экономически приемлемых размерах;

§ защиту рудника от прорыва подземных вод.

Подготовка и отработка панелей, блоков должна вестись с учетом действующих на месторождении нормативно-технических документов.

Камерная система с оставлением податливых целиков.

Камерная система разработки с оставлением податливых целиков шириной 1,2-2,0м предполагает такой характер деформирования очистной выработки, при котором обеспечивается ее безопасное состояние лишь в течении заданного периода времени. Данная система может применяться на большинстве участков месторождения, где согласно “Указаниям по защите рудников от затопления…” имеется достаточная мощность водозащитной толщи. Предельная глубина, до которой возможно применение системы разработки, определяется расчетом.

Длинна панелей определяется схемой вскрытия шахтного поля и конкретной горнотехнической ситуацией, сложившейся в процессе ведения горных работ. Экономически целесообразной считается, длинна панелей равная 1,8-2,5 км, ширина - 0,3-0,5 км.

Панели отрабатываются односторонними блоками шириною 150-200м. Камеры располагаются параллельно панельным штрекам. Во избежание динамических посадок кровли запрещается разрабатывать с оставлением податливых целиков блоки треугольной формы.

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

Запрещается в одном блоке вести очистные работы одновременно двумя комбайнами. Использование второго комбайна допускается лишь для проведения камер разворота. Комбайн должен иметь регулируемый по высоте рабочий орган, обеспечивающий беспрепятственный его отгон из очистного хода. Камеры разворота комбайнов проводятся с опережением до 50м фронта очистных работ. Минимальное количество подготовительных камер разворота, должно быть не менее двух (за исключением стадии доработки последних камер в блоке). Ширина податливых целиков и предельный пролет камер разворота комбайна определяется по методикам. При остановке работ более, чем на одни сутки, комбайн должен отгоняться из очистного хода в камеру разворота. При остаточной длине очистного хода более 50м доработка запасов может быть произведена из следующего очистного хода путем боковой зарубки, выполняемой под защитной пачкой сильвинита мощностью 0,15-0,22м.

В случае невозможности доработки запасов, что устанавливается комиссионным обследованием, должен оставляться акт на их списание с привлечением представителя Проматомнадзора Республики Беларусь.

Применение камерной системы разработки с оставлением жестких целиков.

Камерная система разработки с оставлением жестких целиков предусматривает оставление в выработанном пространстве целиков высокой несущей способности, в результате чего они не разрушаются горным давлением в зоне ведения очистных работ. Данная система может применяться на всех без исключения участках месторождения, является наиболее распространенной горной мерой охраны существующих, строящихся и проектируемых объектов на подрабатываемых территориях калийных рудников.

Панели отрабатываются преимущественно односторонними блоками шириной 150-200 м с расположением камер параллельно панельным штрекам. Не исключается применение других апробированных схем ведения работ на панели. Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках панели должно составлять не менее 50м. Камеры состоят из одного либо двух-трех очистных ходов, раздельных поддерживающими целиками. Между камерами оставляются жесткие целики, размеры которых определяются по методике. Камеры разворота комбайнов проводятся в одну стадию с очистными работами или же с опережением на расстояние не более 100м. При глубине свыше 700м для охраны камер применяются разгружающие выработки признаком, определяющим целесообразность применения разгружающих выработок в конкретных горно-геологических условиях, служит появление визуально наблюдаемых разрушений кровли очистных ходов. Разгружающие выработки для охраны камер проводятся на месте центрального либо крайнего очистных ходов камеры на расстоянии не ближе 30м от фронта очистных работ.

Комбинированная система разработки.

Комбинированная система разработки применяется на Третьем калийном пласте. Сущность ее состоит в последовательной выемке калийных слоев различными системами. При этом в первую очередь выравнивают IV сильвинитовый слой с применением столбовой системы, а затем с некоторым отставанием во времени и пространстве - II и III сильвинитовые слои и каменную соль II-III камерной системы.

3.6 Определение необходимой мощности водозащитной толщи

На Старобинском месторождении калийных солей по данным геологоразведки с поверхности до 1977 г. было установлено, что верхней границей водозащитной толщи над разрабатываемыми калийными горизонтами является кровля соленосных отложений. В период с 1977 г. по 1979 г. на площади горных отводов рудников ПО “Беларуськалий” проведено комплексное исследование надсолевых пород по методике, разработанной ВНИИГом.

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

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

Таким образом, полученные в процессе комплексных исследований новые данные позволили доказать, что породы ГМТ безводны и водоупорны, а глинисто-мергелистые разности пород обладают высокими водозащитными свойствами. В результате этих дополнительных комплексных исследований над солевые породы глинисто-мергелистой толщи были также включены в водозащитную потолочину. На основании анализа и обобщения геологических и гидрогеологических исследований, опыта эксплуатации, исследования процессов сдвижения земной поверхности и деформирования водозащитной толщи, при различных параметрах системы разработки в 1994 г. институтом Бел ГОРХИМРПОМ при участии АО ВНИИГ и ПО “ Беларуськалий “ были разработаны “ Указания по защите рудников от затопления в условиях Старобинского месторождения калийных солей “.

“Указания по защите рудников от затопления в условиях Старобинского месторождения калийных солей“ являются нормативным документом, регламентирующим условия ведения горных работ и устанавливающим требования, обязательные при разработке проектов отработки шахтных полей и мер защиты рудников от затопления на Старобинском месторождении калийных солей.

Защита рудников от затопления водами надсолевого комплекса обеспечивается водоупорными слоями водозащитной толщи, в которых не возникают трещины при деформировании массива пород в результате его подработки. Водозащитная толща (ВЗТ), представлена соленосными отложениями над горизонтом ведения горных работ, и глинисто-мергелистой толщей (ГМТ) за исключением ее верхней части, сложенной слабообводненными породами. В пределах центральной части шахтных полей 1, 2,3 и 4 РУ мощность верхней части разреза ГМТ, сложенной слабообводненными породами, принимаются равной 50 м. Ожидаемая высота зоны распространения трещин в породах ВЗТ зависит от приведенной вынимаемой мощности пластов, глубины залегания отрабатываемых горизонтов, их количества и взаимного расположения границ очистных работ.

В зависимости от системы разработки, приведенная вынимаемая мощность Mпр определяется :

При камерной системе разработки: Мпр = Мв х k

где Мв - вынимаемая мощность пласта, м;

k - степень извлечения рудной массы.

При разработке одиночного пласта (слоя) ожидаемая высота зоны распространения трещин Нт определяется по формуле:

Нт = d х Мпр

где: d - безмерный параметр, определяемый в зависимости от глубины ведения работ .

Значения параметра d на различных участках шахтного поля.

Таблица № 3.8

Система разработки	На основных площадях шахтного поля	На участках при тектонических и краевых зон
Камерная система	26 - 0,01 Н	32 - 0,01 Н
Столбовая система	46 - 0,01 Н	57 - 0,01 Н

Примечание: таблица применима при 350 м< H < 1000 м, Н- глубина

Ведения горных работ, м.

При разработке двух или более пластов (слоев) проверка условия безопасности выполняется на границах остановки очистных работ всех пластов ( слоев ).

Величина мощности ненарушенных водозащитных слоев над верхним отрабатываемым горизонтом ( пластом ) определяется:

Мн = Нв - Нт , м

Водозащитные отложения обеспечивают безопасность отработки калийных пластов и слоев каменной соли при условии, когда величина минимальной предохранительной водозащитной потолочины (М) не превышает полученной в результате расчетов величины мощности ненарушенных водозащитных слоев Мн. Мн (М)

3.7 Газодинамические явления

Общие положения

На рудниках ПО “ Беларуськалий” горные работы должны производиться с соблюдением Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь, других нормативных материалов, действие которых распространяется на калийные рудники, и “ Нормативные и методические документы по ведению горных работ на Старобинском месторождении калийных солей “. Разрабатываемые пласты и вмещающие породы Старобинского месторождения содержат в свободном и связонном (микровключеном и сорбированном ) виде природные газы, в состав которых входят : азот, метан, тяжёлые углероды, оксид и диоксид углерода и др. Газы в породах находятся в виде очаговых ( гнездовых ) и межслоевых ( приконтатных, прикоржевых ) скоплений, а также в микровкюченном виде. Давление газа в очаговых скоплениях достигает 9 Мпа. Распределение газов, их количество и качественный состав как по месторождению в целом, так и в пределах отдельных шахтных полей, панелей и блоков крайне неравномерны и носят зональный характер. Общая газоносность пород в выбросоопасных зонах достигает 1,3 м3/ м3. Газоносность пород Третьего пласта по горючим газам составляет в среднем 0,2 м3 / м3 породы. Выбросоопасным пластом считается Третий калийный пласт, включающий нижнюю промышленную сильвинитовую пачку, среднюю глинисто-карноллитовую пачку и верхнюю забалансовую сильвинитовую пачку. На горные выработки требования распространяются с расстояния 10 м и менее от пласта.

Выбросы соли и газа в калийных рудниках Старобинского месторождения происходят из локальных геологических нарушений - мульд погружения Мульда погружения представляет собой овальную, замыкающуюся книзу складчатую поверхность. Горизонтальное сечение мульд погружения имеет форму круга или эллипса. Они характеризуются погружением слоев и многочисленными разрывами сплошности. Для большинства мульд погружения характерно наличие ядра, представляющего собой изометрическое или сферическое образование из перемятых и перемешанных пород. Газоносность пород в ядре может достигнуть величины 1,3 м3/м3 породы. Сильвинитовые пласты в области мульды погружения характеризуются трещинами радиальными и концентрическими. Изменения в залегании IV сильвинитового слоя и слоев II-III характеризуют предупредительные признаки и предвестники внезапного выброса соли и газа. Все локальные геологические нарушения - мульды погружения, являются опасными по внезапным выбросам соли и газа. Вскрытие мульды погружения, ее пересечение, обход очистными или подготовительными выработками осуществляется с выполнением комплекса мероприятий по безопасному ведению горных работ, которые вкючают:

§ обнаружение выбросоопасного геологического нарушения;

§ построение границ опасной зоны и зоны ограничения горных работ;

проведение защитных мероприятий по предотвращению внезапного выброса соли и газа. на основании практического опыта, промышленных испытаний новых методов прогноза и предотвращения ГДЯ или по результатам НИР. Изменения и дополнения должны согласовываться с Проматомнадзором Республики Беларусь.

Контроль предупредительных признаков и предвестников ГДЯ.

При отработке калийных пластов Старобинского месторождения имеют место газодинамические явления (ГДЯ) в виде: внезапных выбросов соли и газа ; обрушении пород кровли, сопровождающихся газовыделениями; отжима призабойной части пород, сопровождающегося звуковыми эффектами, иногда разрушением и выносом разрушенной породы в выработку.

Указанные явления могут происходить как в момент проведения выработки и отбойки руды в лаве, так и после этого, причем, они могут иметь место в призабойном пространстве и внешнего (запоздалые ГДЯ). Пласты, на которых имели место ГДЯ, т.е. внезапные выбросы соли и газа, обрушения пород кровли, сопровождающиеся газовыделениями, и отжимы призабойной части пород, а также пласты, для которых возможность подобных явлений установлена прогнозом, должны немедленно переводиться в разряд выбросоопасных. Все связанные с подземными работами инженерно-технические работники и рабочие рудников должны быть обучены распознаванию предупредительных признаков и предвестников, предшествующих ГДЯ.

При отработке выбросоопасных пластов во всех очистных и подготовительных выработках должен осуществляться контроль за появлением предупредительных признаков и предвестников внезапного выброса соли и газа. Такой контроль осуществляется:

· геологической службой рудника при каждом посещении горных выработок;

· лицами горного надзора не реже одного раза в смену;

· рабочими, непосредственно занятыми на горных работах, постоянно

Машинист горных выемочных машин обязан постоянно следить за поведением пласта как в лаве, так и при проходке выработки, причем, при проходке выработки за поведением пласта необходимо постоянно следить по обеим стенкам выработки.

На горных выемочных машинах должны быть приспособления для определения углов падения слоев Третьего пласта (транспортир с отвесом или горный компас). На горно-проходческих комбайнах типа ПК-8 и Урал-10, кроме этого, должны быть приспособления для контроля параметров профилактического бурения дегазационных шпуров (мерные рейки, рулетки).

Газодинамическим явлениям предшествуют сначала предупредительные признаки, а затем и предвестники. Достаточным для действий, считается появление в забое подготовительной или очистной выработки одного из предупредительных признаков или предвестников, указанных ниже.

Предупредительные признаки внезапного выброса в лавах по IV сильвинитовому слою:

§ появление прогиба IV сильвинитового слоя и слоя IV-V размером до 30 м по длине лавы, с величиной прогиба в замковой части 0,2 м и приращением величины прогиба слоев после каждой снятой стружки 0,05м и более;

§ постепенное утончение и замещение каменной солью IV сильвинитового слоя.

Предвестники внезапного выброса соли и газа в лавах по IV сильвини-товому слою:

§ прогиб IV сильвинитового слоя и слоя 1У-У по забою лавы с величиной прогиба в замковой части 0,3 м и более при углах погружения крыльев в плоскости забоя 5 ° и более ;

§ появление в забое лавы V сильвинитового слоя;

§ появление в плоскости забоя лавы вертикальных секущих трещин;

§ появление газовыделений;

§ потрескивание массива и отскакивание кусочков породы;

§ развивающийся прогиб пород кровли с образованием зияющих (открытых) трещин.

Предупредительные признаки внезапного выброса соли и газа в подготовительной выработке, кровля которой расположена в IV cильви-нитовом слое и выше:

§ локальный прогиб IV сильвинитового слоя под углом от 5° до 10°;

§ постепенное утончение или замещение каменной солью IV

§ сильвинитового слоя.

Предвестники внезапного выброса соли и газа в подготовительной выработке, кровля которой расположена в IV сильвинитовом слое и выше:

§ появление в забое выработки V сильвинитового слоя;

§ появление в забое выработки вертикальных секущих трещин, заполненных карналлитом;

§ погружение слоев под углом 10° и более;

§ появление газовыделений:

§ потрескивание массива и отскакивание кусочков породы;

§ развивающийся прогиб пород кровли с образованием зияющих трещин.

§ постепенное утончение верхних сильвинитовых прослойков по III слою:

§ появление в кровле лавы трещин разрыва в плоскости глинистых прослойков, ориентированных по касательной относительно контура выбросоопасной зоны.

Предупредительные признаки внезапного выброса соли и газа при ведении подготовительных и очистных горных работ по слоям II и III

§ погружение слоев под углом от 15° до 30 °;

§ полное замещение продуктивных слоев или их частичное замещение каменной солью более чем на 50% ;

Предвестники внезапного выброса соли и газа по слоям II и III:

· погружение слоев под углом 30 ° и более:

· потрескивание; массива и отскакивание кусочков породы:

· усиленное выделение газа;

· развивающийся прогиб пород кровли с образованием зияющих (открытых) трещин:

· полное или частичное замещение продуктивных слоев глинисто-карналлитовыми породами;

· появление IV сильвинитового слоя на стенках или в забое горной выработки.

Предупредительные признаки обрушений пород кровли, сопровождающихся газоаыделеннями, отсутствуют.

Предвестники обрушений, сопровождающихся газовыделениями:

· потрескивание массива и отскакивание кусочков породы;

· усиленное выделение газа из шпуров и трещин;

· развивающийся прогиб пород кровли;

· образование открытых трещин.

Предупредительные признаки и предвестники отжима призабойной части пород отсутствуют.

Профилактическое бурение дегазационных шпуров.

При проходке подготовительных и очистных выработок (за исключением лав ), а также капитальных выработок по Третьему калийному пласту, должно применяться бурение шпуров в кровлю этих выработок: мелкошпуровое профилактическое бурение дегазационных шпуров и профилактическое бурение глубоких дегазационных шпуров. Бурение дегазационных шпуров проводится с целью снижения давления свободных газов в породах кровли горных выработок.

Параметры мелкошпурового профилактического бурения:

для выработок,кровля которых расположена ниже IV сильвинитового слоя, в кровлю бурятся шпуры глубиной не менее 1,2 м, не реже чем через 2,5 м вдоль выработки по мере проходки. Бурение осуществляется по оси выработки или с любой стороны от нее;

для выработок, кровля которых расположена в IV слое и выше его (до V слоя), расстояние между шпурами вдоль выработки уменьшается до 1,2 м, глубина шпуров не менее 1,2 м;

для выработок, кровля которых расположена в V сильвинитовом слое и выше, в кровлю бурятся шпуры глубиной не менее 1,2 м и не реже, чем через 1 м по ее длине.

Если поперечное сечение какой-либо одиночной выработки формируется за счет двух или более комбайновых ходов, то дренажные шпуры бурятся во время проходки первого хода.

Параметры глубокого профилактического бурения:

бурение глубоких дегазационных шпуров осуществляется во всех выработках с пролетами 4,5 м и более. При этом применяются следующие параметры:

Параметры глубокого профилактического бурения

Способ отбойки	Наименование параметров	Положение относительно ниже слоя	кровли IV сильвинит в слое	выработок выше слоя
	Пролет Выработки, м	4,5	4,5	4,5
Комбайнами	Глубина Шпуров, м	6,0	4,0	3,0
	Шаг бурения Шпуров, м	6,0	6,0	3,0

Примечание: допускаемое отклонение параметра “шаг бурения шпуров” +-0,2 м.. Отставание крепления должно быть минимально возможным в соответствии с разработанным паспортом крепления;

проходческий комбайн должен быть оборудован аппаратурой автоматического контроля за содержанием метана. Бурение дегазационных шпуров должно производиться по паспортам крепления и управления кровлей, утвержденным главным инженером рудника.

4. Горно-электромеханическая часть

4.1 Подъем

Выдача руды с горизонтов на руднике 4РУ производится:

- с горизонта -440 м - по стволу №3,

- с горизонта -670 м - по стволу №4.

Стволы №3 и №4 оборудованы двумя скиповыми многоканатными подъемными установками типа ЦШ 5х8 и МК 5х4 каждый, производительность их обеспечивает объем добычи руды с горизонтов.

Ствол №1 служит для спуска-подъема грузов, а ствол №2 задействован на спуске-подъеме людей. Стволы оборудованы подъёмными машинами ЦР 6/3,4-0,6 с двумя двухэтажными клетями каждая. Годовая производительность рудника Аг = 10000000 т/год.

Расчет скиповой установки производим для ствола №4 (горизонт - 670м), который должен обеспечить производительность Аг =5000000т/год. Глубина залегания составляет 849,9м.

Производительность подъемной установки

Высота подъема при глубине загрузки составит h3= 42м и высота приемного бункера над уровнем земли h = 30м

Н = Нш + h3 + hв = 849,9 + 42 + 30 = 921,9м

Часовая производительность подъемной установки:

Где: С=1,5 - коэффициент резерва производительности подъемной установки, учитывающий неравномерность в работе по ПТЭ;

А = 1 - коэффициент, учитывающий выдачу руды;

Nд= 331 (дн.) - число рабочих дней в году;

Nч= 16 ч - расчетное число работы установки в сутки при транспортировании п.и.

Оптимальная грузоподъемность скипа с учетом горно-геологических условий и производительности горизонта и другие параметры приведены в таблице т.к. проектом принят скип СМ-35 в количестве двух единиц.

Техническая характеристика скипа СМ-35

№	Наименование параметров	Обзн.	Ед.изм.	Норма
1	Геометрическая емкость кузова	V	М3	35
2	Грузоподъемность	Qn,	т	42
3	Собственная масса	Qc,	т	55,5
4	Высота скипа	hc,	м	11,0
5	Путь скипа в разгрузочных кривых	hp,	м	4,0

Число подъемных операций в час:

-

Продолжительность подъемной операции и время движения подъемных сосудов:

Тр = Тр.n. - tn. = 122,4 - 15 = 107,4 с

где: tn = 15 сек - время паузы

Средняя и ориентированная максимальная скорость подъема:

V мах = Lс х Vср = 1,35 х 8,3 = 11 м/с

где: Lс = 1,35 - множитель скорости - отклонение максимальной скорости к средней.

Подеъмный канат.

Суммарная линейная масса всех подъемных канатов:

Где: m = 7 - запас прочности нового каната по ПБ.

= 2 х 109 Н/мм - временное сопротивление разрыву проволок каната,

р = 9800 (кг/мз) - условная плотность каната,

Нк = (921 +123,6+42)= 1086 м - расстояние от нижней приемной площадки до оси верхнего направляющего шкива.

Число подъемных канатов многоканатного подъема:

Где: Yк= 0,016 - коэффициент зависящий от конструкции канатов, для канатов ЛК типа,

Z = 110 - по ПБ для системы с отклоняющими шкивами,

D ш т = 5м - диаметр шкива трения,

Линейная масса подъемного каната:

Ориентировочно принимаем канат ЛК-36х25, имеющий;

Qр= 1715000 Н, р = 7,37 кг/м, dк= 45мм.

Линейная масса уравновешивающего каната

Ру.к. = n к. х Рк = 4 х 7,37 = 14,74 кг/м

nук 2

Где: nук = 2 - число уравновешивающих канатов

Запас прочности выбранных канатов:

.

Т.к. mф. > m, 9,1> 7, то окончательно принимаем этот канат ( ЛК - 36 х 25 ).

Органы навивки.

Диаметр отклоняющего шкива:

Dот.ш. = 79 х dк. = 79 х 45 = 3555мм

Принимаем Dот.ш. = 4 м, с маховым моментом его

( GD )2 от.ш. = 345000 Н.м,

Диаметр ведущего шкива для многоканатной подъемной установки:

Dв.ш = 95х dк. = 95 х 45 = 4275 мм,

Принимаем Dв.ш = 5 м

Ориентировочно принимаем машину ЦШ- 5х4

Техническая характеристика ЦШ - 5х4

Таблица 4.2

%	Наименование параметров	Обзн.	Ед.изм.	Норма
1	Максимальное статическое натяжение каната	F н	к H	1450
2	Максимальная разность статического натяжения канатов,	F р.н	к H	450
3	Максимальный диаметр каната	Dмах	мм	50
4	Максимальная скорость подъема.	Uп	м/c	16
5	Расстояние между канатами на канато-ведущем шкиве	L	мм	300
6	Максимальный момент машины без редуктора и электродвигателя	Mмах	кНхм2	6250
7	Высота подъема	h	м	1600

Проверим ведущий шкив на статическое погрузки

Максимальное статическое натяжение каната:

Тст.мах.=(Qn + Qc + nк.р. х Нк) g = (42000 + 35500 + (4 х 7,37 х 1086) х 9,81= 1074344,8 > 1450000 Н

Максимальная разность статических натяжений канатов в начале подъема:

Fст.мах.=( Qn хg ) = 42000 х 9,81 = 412020 Н.

Так как Тст.мах и Fст.мах меньше допустимых значений для ориентировочно выбранной машины, то окончательно останавливаемся на машине ЦШ-5х4.

Кинематика подъемной машины.

Принимаем скорость порожнего скипа при входе ролика в разгрузочные кривые U'' = 1,2 м/сек. Ускорение при спуске и подъеме для вертикальных подъемных установок, согласно ПТЭ а1= 1 м/с2, замедление при спуске и подъеме аз = 0,75 м/с2.

Предварительно находим модуль ускорений:



Требуемая частота вращения двигателя:

где: i = 11,5 - передаточное число редуктора 2 ЦД-17

Принимаем пд=320 об/мин.

Фактическая максимальная скорость

Uмах = р х D вш х пд = 3,14 х 5 х 320 = 7,28 м/сек

60 х i 60 х 11,5

Ускорение и замедление в разгрузочных кривых и продолжительность движения в них:

Продолжительность и путь движения скипа с ускорением а1



Продолжительность и путь движения скипа с замедлением аз

t

Путь и продолжительность равномерного движения:

h2=H - 2hp - h1- h3 = 1076 -2 х 4 -25,7 -34,3 = 1008 сек

Продолжительность движения подъемных сосудов

Т = t' + t1+ t2+t3+ t''= 6,66 + 6,08 + 138 + 34,3 + 6,66 = 184 сек

Динамика подъемной системы.

1. Ориентированная мощность подъемного двигателя:

Где: k=1,1 - коэффициент шахтного сопротивления,

Р=1,4 - коэффициент динамического режима установки.

з=0,92-К.П.Д. подъемной установки.

Предварительно принимаем два двигателя постоянного тока П22-125-9к, мощностью 2100 кВт каждый

nд =320, кпд=0,92 м= Ммах / Мном = 2 (СО)2 = 220000/1м2

2.Крутящий момент на тихоходном валу редуктора, создаваемый двигателем:

Где: Ю = 0,93 - КПД редуктора

П = 2 -перегрузочная способность двигателя,

R =2,5 - радиус барабана,

i = 11,5 - передаточное число редуктора.

Принимаем редуктор 2ЦД-17 с передаточным числом i=11,5

(GD)2 = 664 х 107 Н.м2 , способный передать максимальный крутящий момент на ведомом валу при двух двигательном приводе : М= 450х104 Н.м2

3.Приведенная к окружности навивки масса движущихся частей подъемной установки

Mn=Qn +2Qc +4L х nк х pк +2Lунрук+МIнш +МIот+МIяд+МIIр

где:масса подземного каната:

где: nк = 4 - число канатов

Но+hк = Нк - расстояние от нижней приемной площадки до оси верхнего направляющего шкива.

приведется масса ведущего шкива:

МIнш = (GD)2 / (q х Д2шм ) = 6250000 / ( 9,81 х 25) = 25484 кг.

приведется масса отклоняющего шкива:

МIсш = (GD)2/(q х Д2шм ) = 345000 / ( 9,81 х 25) =1380кг.

приведется масса редуктора:

МIр (GD)2/(q х Д2шм ) = 6640000 / ( 9,81 х 25) =27074кг

приведется масса людей:

Масса уравновешивающего каната:

2Lукх Рук = nук х (Нк+30) х Рук = 2 х (1076 +30) х 14,74 = 32604,9 кг

Где: 30м - ориентированная длина каната при образовании петли в зумпфе ствола и закрепление каната к скипам.

Таким образом:

Мп.=42000+2 х 35500+31318+32604,9+25484+1380+27074+20631=147966 кг

Движущие усилия.

Основное динамическое уравнение подъемной системы с равномерным уравновешивающим канатом (q=р)

F =k х Qп х q+ Мп х Mn х a =1,1 х 42000 х 9,8+147969 кг

Здесь изменение длины отвеса подъемного каната не связано с величиной движущего усилия, т.к. влияние подъемного каната устраняется равномерным уравновешивающим канатом.

Движущие усилия в характерных точках диаграммы скорости:

F1=F2 = 453222+14+966 x a'= 453222+147966 x 0,18=479855,8Н= 47,986 х 104 Н.

F3=F4 = 453222+147966 x a1= 4532222+147966 x 1=57х104Н.

F5=F6 = 453222 x H= 45,3 x 104 H.

F7=F8 = 453222-147966 x a3 = 453222-147966 0,75 = 36,4 x 104 Н.

F9=F10 = 453222-147966 x a''= 453222-147966 x 0,18 = 43,2 x 104 Н.

Проверка условия нескольжения каната по веду-щему шкиву.

При многоканатной системе в период ускорения движения и подъема груза максимальным будет натяжение набегающей на шкив ветви каната

Fmax = F = [Qn +Qc+p+Hк+C] g +[ Qn + Qc +p Hк +pLвш] x amax=

=[42000 +25700+(4x 7,37 x1076)+2100 x 9,81+(42000+35500+(4 x 7,37 x 1076)+ +( 4 x 7,37 x 45 ) ] x 1 = 983776 Н.

где: С = (к-1)xQп / 2 =(1,1-1) x 42000/2= 2100 - сопротивление движению одной ветви каната

Lвш = hк - hв = 45 м - длина подъемного каната от уровня верхней приемоной площадки до точки соприкосновения его с ведущим шкивом трения

Минимальным будет натяжение сбегающей ветви каната:

Fmin =Fct=[Qc +gHк - C ]g - [ Qc + gHк + МIсш+PLвш ]+amax =

=[35500 + ( 2 х14,74-1076 ) х 2100 х 9,8 х ( 3500 + ( 2 х 14,74 х 1076 ) + +1380+ ( 4 х 7,37 х 45 ) х 1 = 43,8 х104 Н.

Условия нескольжения каната:

где: e = 2,72 - основание натурального логарифма;

f = 0,25 - коэффициент трения между канатом и футеровкой ведущего шкива;

a= 220 = 3,84 - угол обхвата ведущего шкива канатом;

e(0,25x3,84) =2,61;

Мощность двигателя , расход энергии, КПД подъемной машины и установки.

1.Эквивалентное усилие

= 46,48х104Н

2. Проверка двигателя на перегрузки. Коэффициент перегруза при подъеме:

Fэкв= 46,48х104 , что недопустимо т.к. при двигателе постоянного тока Кпол <2. В связи с этим принимаем:

3. Эквивалентная мощность подъемного двигателя:

4. Принимаем указанные выше двигатели постоянного тока

П22-125-дк, запас мощности:

Кд = N / Nэкв =2х2100/3025=1,38, что допустимо.

5. Потребляемая мощность. Мощность на валу подземного двигателя:

N10 = 0

Мощности, потребляемые из сети без учета потерь в двигателе:

N1' = N2' = 3750,7 квт;

NI5=NI6 =3584,6кВт

N7' =N8' = 2888,2 кВт;

NI9 = NI10

Расход энергии на одну подъемную операцию:



где: К = 1,03 - коэффициент, учитывающий расход энергии во время х.х. и при торможении.

Ю = 0,92 - КПД подъемного двигателя

Юг =0,93 - КПД генератора

Юдпг = 0,9 - КПД двигат.преобразов.группы

Юв = 0,97 - КПД возбуждения

Юс = 0,95 - КПД энергосети

Полезный расход энергии на 1т поднимаемого груза:

; Юm=К x Юy

КПД установки и машины

Юy = Wn / Wт x Юс = 1,96 / 3,57 x 0,95 =0,58 ; Юm=К x Юy =1,1 x 0,58 = 0,64;

Годовой расход электроэнергии установкой на подъем полезного ископаемого:

W = а x Ат x Wт =1 x 5000000 x 3,57=178,5 x105 кВт;

Клетьевой подъем.

Клетьевые подъемные установки служат для спуска и подъема людей и груза.

Ствол № 1 и №2 оборудован двухклетьевым подъемом, в качестве подъемного сосуда применяется двухэтажная клеть 2УКН 3,3Г-2. Согласно ПБ клети, служащие для спуска-подъема людей, снабжаются парашютами. В качестве подъемных машин для клетьевого подъема применяется подъемная машина ЦР5х3,2/0,85 с одним цилиндрическим разрезным барабаном и редуктором типа ЦС-18. На подъемной машине устанавливаются асинхронный электродвигатель переменного тока АКН 2-18-36-16У4, мощностью N=700кВт, имеющий следующие технические данные: Uи=6000В,к=370 об/мин, (мин-1), Ю=0,93, cosц=0,76, Uр = 950В, Iр =520А, Iстап = 108А,

(GD)2,=34000Нм2, Л = Ммах/Мнoм = 2,4

Подъемный канат ЛК-РО 6х36 (1+7+7/7+14), имеющий Qр=2230000Н, Р=13кг/м dк=58,5мм.

Расчет производительности скиповых подъемных установок

Расчетные показатели	Ед. изм.	Обо-знач	Формула	Ствол 3 ЦШ 5х8	Ствол 3 МК 5х4	Ствол 4 ЦШ 5х8	Ствол 4 МК 5х4
Время цикла	сек	Тц	-	126	120	156	144
Число циклов в час	ц/час	Нц	3600/Тц	28.57	30.00	23.08	25
Грузоподъемн. Скипа	т	Qск	-	41	22	42	24
Часовая производ.	т/час	Qч	Qск*Нц	1171.43	660.00	969.36	600.00
Годовая расчетная производительность	тыс.т год	Qгод	Qч*18*330 1.25	5566.6	3136.3	4606.4	2851.2
Годовая проектная производительность	тыс.т год	Qпр	Проектные данные	6108.7	3896.6	5843.8	3830.1
Дата наладки Тц				15.12.96	16.05.97	25.02.97	28.03.97

Расстояние от ствола до рабочих мест составляет 4-9 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 МТЗ-80,Т-40 и другими видами транспорта. Для зачистки выработок используются бульдозеры, для поливки выработок водой - машина югославского производства “ТАМ-40”.Основной задачей рудничного подземного транспорта является транспортировка полезного ископаемого от забоя до погрузочного устройства на поверхности шахты.

Наличие и тип самоходного оборудования с двигателями внутреннего сгорания

%	Наименование оборудования	Наличие (шт.)
	Автомобиль М-26	7
	Трактор Т-16М	32
	Трактор ТДТ-55	14
	Трактор МТЗ-82 (80)	34
	Бульдозер ДЗ-42, ДЗ-75	7
	Погрузочно-доставочная. машина ПГТ-10,	6
	Авиа-А-31 Автофургон	3
	Автопогрузчик 40811	1
	Автомобиль пожарный АЦ-30-53А	2
	Автомобиль АРО-243	7
	Погрузочно-доставочная машина ПД-5А	2
	Автомобиль ТАМ 80А	11
	Автомобиль ТАМ 90А-35Е	3
	Вагонетка ВГ-3.3	46
	Машина шахтная МТ-353	7
	Машина для перевозки людей МГЛ-363	3
	Машина ММП-353 (скорая помощь)	1
	Автобус ТАМ 90	1
	Машина для перевозки людей “Миди-Минка	6
	Машина для дежурного персонала (Мини Минка)	2

Специфические черты, отличающие рудничный транспорт от транспорта других отраслей промышленности, обусловлены стесненностью его работы в горных выработках небольшого сечения. Еще одна особенность - это подвижность оборудования, наращивание или укорачивание по мере продвигания забоев. Стоимость транспорта на горных предприятиях составляет значительную часть общей себестоимости полезного ископаемого, всякое снижение эксплуатационных расходов по транспорту может дать заметное снижение общих расходов предприятия и уменьшение себестоимости его продукции.

Обоснование системы транспорта руды.

Конвейерный транспорт связан с довольно высокими капитальными затратами, но следует заметить, что он обладает столь значительными преимуществами перед цикличным рельсовым транспортом, что может быть эффективно применен во многих случаях.

Таблица № 4.5.

№	Наименование конвейеров	Произв-ть т/час	Наличие, шт.
1	2ЛУ-120В	1200	19
2	КЛ-600	950	96
3	КЛЗ-500	800	13
4	СП-202	345	26
5	СПШ1-10	600	18
6	Т-1002	600	4
7	ЕКF-3	500	7
8	Ribnik-80 (225)	600	7
9	СПК-301	1000	8
10	Т-1205	1400	1
11	СП-301	600	11
12	КЛС-1200		18
13	1ЛУ-100		2
14	Longwall		1

Преимущества конвейерного транспорта:

высокая производительность, обусловленная непрерывностью процесса транспортирования полезного ископаемого, высокая надежность, технологическая приспособленность к работе с автоматизированным приводом управления и вследствие этого низкая трудоемкость обслуживания, низкий уровень травматизма обслуживающего персонала, способность транспортирования руды как по горизонтальным, так и по наклонным выработкам, удобство сопряжения по наклонным и по горизонтальным выработкам с оборудованием очистных и подготовительных забоев, сравнительно небольшая энергоемкость и большая длина в одном агрегате (длина от 200 до 3000м), производительность от 150 до 1500 т/ч.

Недостатки конвейерного транспорта:

Относительно высокие удельные капитальные затраты . Эксплуатационные расходы при транспортировании на большие расстояния, низкая технологическая гибкость, необходимость иметь требования к прямолинейности горных выработок, измельчение породы на узлах перегрузки.

Исходя из вышесказанного, а также то, что вскрытие IV шахтного поля произведено центральным расположением стволов, принимается конвейерный транспорт для доставки полезного ископаемого.

В качестве забойных конвейеров применяются скребковые конвейера ЕКФ-3Е72У,Рыбник-80, СП-202, СПК-301 и другие, входящие в очистные комплексы.

Доставка руды от забойных конвейеров к стволу производится с помощью ленточных конвейеров. На блоковых и конвейерных панельных штрековых устанавливаются, ленточные конвейера. КЛ-500,КЛ-600,Т-1002, руда с которых поступает на магистральные конвейера типа КРУ-350,1ЛУ-120, 2ЛУ-120 установленных на штреках главных направлений.

Схема транспорта руды.

В соответствии с горной частью проекта вскрытие обоих горизонтов осуществляется системой главных конвейерных линий - штреков. Перпендикулярно к ним расположены очистные панели.

Ведение горных работ предусматривается: очистных - очистным комбайном SL-300, подготовительных - комбайном ПК-8МА.

Для определения грузопотоков принимаем нормы принятые в горной части:

для ПК-8МА: Nчас = 43,7(т/ч), Nсут=728 т/сут.

для SL-300 Nчас=157,8 т/ч, N сут =3412.8 т/сут

Для лавы 15-1 забойный конвейер EKF-3Е 72V имеющий максимальную производительность 3500.8 т/cут также удовлетворяет условно производительности комплекса SL-300

В качестве бортового конвейера на конвейерном штреке лавы принимаем скребковый конвейер EKF-1.

Место расположения оборудования	Оборудование	Тип	Колич
Забой лавы 15	Скребковый конв.	EKF-3Е 72V	1
Конвейерный штрек лавы	Скребковый конв.	EKF-1	2
Конвейерный штрек лавы	Ленточный конв.	КЛ-600	1
Конвейерная сбойка	Ленточный конв.	КЛ-600	1
Панельный конвейерный штрек	Ленточный конв.	КЛ-600	1-8
Конвейерный штрек гл. западного направл.	Ленточный конв.	Т-1205, 2ЛУ-120В	1+3
Ствол N 3	Подъемная машина	ЦШ-5х8, МК5х4	2

В качестве панельного конвейера, на который производится отгрузка добытой руды из лавы, принимаем ленточный конвейер, который должен обеспечить производительность очистных работ. Принимаем ленточный конвейер КЛ-600.

ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА КЛ-600.

№ Наименование параметров Норма

1. Производительность,т/ч 600

2. Скорость движения ленты,м/сек 2,5

3. Длина конвейера,м 600

4. Ширина ленты,мм 1000

5. Тип ленты П х В-120

6. Привод двухбароб.

7. Мощность привода,квт 2 х 75

Руда с четырех панельных конвейеров перегружается на магистральный ленточный конвейер. Его производительность должна обеспечивать суммарную производительность панельных и подготовительных конвейеров с учетом коэффициента неравномерности.

Qмаг = Kи х (4 х Qчас.очист.+4 х Qч. погр.)=0,9 х ( 4 х 209 + 4 х 43,7) = 909,7 т/ч

Где: Ки - коэффициент неравномерности грузопотоков.

С учетом Qмах.мач = 909,7 п/с и перспектив рудника в качестве магистрального конвейера принимаем ленточный конвейер типа 1ЛУ-120.

ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА 2ЛУ-120В.

№ Наименование параметров Норма

1. Производительность, т/ч 1200

2. Скорость движения ленты, м/сек 2,5+0,25

3. Длина конвейера, м 1500

4. Ширина ленты ,мм 1200-1500

5. Тип ленты РТЛО-1500

6. Число приводных барабанов 2

7. Диаметр барабанов: приводного, мм 800

натяжного, мм 800

8. Приемная способность, мз/мин 23

9. Мощность привода, квт 2 х 250

10. Натяжное устройство лебедка

Тяговый расчет конвейеров.

Тяговые расчеты транспортных машин и установок сводятся к решению уравнения движения применительно к конкретным условиям с учетом всех сил сопротивления движению, в том числе в самом приводе. При определении необходимой силы тяги транспортных установкой непрерывного действия с гибкими тяговыми элементами, образующими замкнутый контур (лента) пользуются методом обхода контура по точкам.

Для этого контур тягового элемента разбивают на прямолинейные и криволинейные участки, нумеруются точки сопряжения этих участков, начиная с точки сбегания тягового элемента с приводного барабана и выполняя последовательный обход контура по точкам определяют натяжение по набегающей и сбегающей ветвях тягового элемента у привода, по величине которых находится суммарное сопротивление, а следовательно и необходимую силу тяги. При определении натяжения в точках контура пользуются следующим правилом: натяжение тягового элемента в каждой последующей, по его ходу точке равно сумме натяжения в предыдущей точке и сопротивления на участке между точками.

Расчет ленточного конвейера КЛ-600.

Длина конвейера определяется по кривой с технической производительностью и по этой кривой с учетом угла наклона става В устанавливается длина конвейера. При В=3, Qмах =340т/ч, L к .доп.=600м.

Принимаем привод двух барабанный.

Тяговый фактор сцепления:

ef(a1+a2) =2,73 0,4(225+225) =23;

Где: f= 0,4 - коэффициент трения ленты о резиновую футеровку барабана,

e =2,73 - основание натурального логарифма,

a = a1+a2=225 +225 = 450 или 7,85 рад. - угол обхвата лентой барабана при двух барабанном приводе равный сумме углов обхвата двух барабанов.

Определяем ширину конвейерной ленты, необходимую для обеспечения заданной производительности.

Где: kп = 395 - коэффициент, учитывающий форму несущей поверхности ленты;

U=2,5(м/с) - скорость движения ленты;

с = 1,7 т/мз - насыпная плотность транспортируемого груза

Во избежание сваливания крупных кусков груза с ленты проверяем ширину ленты по крупности транспортируемого груза, используя для этой цели формулу:

В >2 х amax +200, [мм] ;

Где: amax= 300 мм - максимальная крупность транспортируемого груза, тогда

В > 2 х 300 +200 = 800 мм;

Приемлемой считается наибольшая ширина из полученных. Исходя из полученных данных принимается ширина ленты В=800мм,а тип ленты ПВК-120 (основа - комбинированная ткань на основе синтетического волокна и хлопка).