Рис. 3. Система разработки

3.2 Мощность и срок существования рудника

Годовую производительность шахты по горным возможностям определяем по формуле:

А_г= S К_и К₁ , млн. т/год, (2.5.1)

где, S = 240000 м² - горизонтальная рудная площадь;

К_и = 0,09 - коэффициент использования рудной площади;

К₁ = 1 - доля применяемой системы разработки;

a₁ = 500000 т/год - годовая производительность блока; V = 3300 м² - площадь блока;

А_г = 240000 0,09 1 = 3,6 млн. т.

Число камер, находящихся в очистной выемке, необходимое для обеспечения заданной производительности:

n_к= = 7 камер.

Принимаем по практическим данным:

3 камеры - в подготовке;

3 камеры - в нарезке;

3.3 Горно-подготовительные работы

Расчёт размеров поперечного сечения выработки

Определим размеры с однопутевой выработки на прямолинейном участке. Транспортирование горной массы осуществляется контактным электровозом типа 14КР-2 (ширина а = 1350 мм, высота h = 1650 мм, ширина колеи 750 мм); вагонетки УВГ-4,0 (ширина 1200 мм, высота 1300 мм).

Высота подвески контактного провода h_кп = 2200 мм. Для укладки принимаем рельсы Р-33 (т.к. объём вагонетки более 2 м³), тогда высота от почвы выработки до головки рельсов h_в = 390 мм; высота балластного слоя h_б = 200 мм; высота от балластного слоя до головки рельсов h_а = 190 мм.

Размеры поперечного сечения выработки зависят от ее назначения и определяются на основе габаритов подвижного состава с учетом необходимых зазоров, предусмотренных ПТБ. Зазор между стенкой и габаритом подвижного состава m = 1000 мм; зазор для прохода людей n = 1000 мм (с учётом навески труб).

Принимаем прямоугольно-сводчатую форму выработки и расчёт производим по габаритам электровоза типа 14КР-2.

1. Высота стенки выработки:

- от балласта

h₂ = h₁ + h_а = 1800 + 190 = 1990 мм; (2.6.1)

- от почвы

h₃ = h_б + h₂ = 200 + 1990 = 2190 мм. (2.6.2)

2. Ширина выработки:

- в свету

B = m + а + n = 1000 + 1350 + 1000 = 3350 мм; (2.6.3)

- вчерне

B₁ = B + 2 • б = 3350 + 2 • 50 = 3450 мм. (2.6.4)

3. Высота свода при f 12:

 (2.6.5)

4. Радиусы осевой и боковой дуг в свету:

R = 0,905 • B = 0,905 • 3350 = 3032 мм; (2.6.6)

r = 0,173 • B = 0,107 • 3350 = 580 мм. (2.6.7)

5. Площадь поперечного сечения выработки:

- в свету

S_св = B • (h₃+ 0,175B) = 3350 • (2190 + 0,175 • 3350) = 9,3 м²; (2.6.8)

- вчерне

S_вч = B₁ • (h₃ + 0,175B₁) = 3450 • (2190 + 0,175 • 3450) = 9,64 м² (2.6.9)

6. Высота выработки в проходке

H₀ = h₃ + h₀ + б = 2190 + 838 + 50 = 3078 мм (2.6.10)

7. Проверим площадь сечения выработки в свету на допустимую скорость движения воздуха (в выработку поступает воздух в количестве Q = 15 м³/с).

8 м/с (2.6.11)

- скорость допустимая.

Расчёт физико-механических свойств пород и напряженного состояния в массиве

Расчётные данные.

- плотность руды = 3,4 т/м³;

- кофф. структурного ослабления пород за счет трещиноватости

К_С = 0,4;

- кофф. Пуассона = 0,25;

- кофф. крепости по шкале М.М. Протодьяконова f = 18;

- кофф. длительной прочности = 0,9;

1. Пределы прочности образцов горных пород:

- на сжатие

_сж = 10 • f = 10 • 18 = 180 МПа; (2.6.12)

- на растяжение

_р = 0,1 • _сж = 0,1 • 180 = 18 МПа; (2.6.13)

- при точечном растяжении

_т = 0,045 • _сж = 0,045 • 180 = 8,1 МПа. (2.6.14)

2. Пределы прочности массива:

- на сжатие

R_сж = _сж • К_С • = 180 • 0,9 • 0,4 = 64,8 МПа; (2.6.15)

- на растяжение

R_р = 0,1 • R_сж = 0,1 • 64,8 = 6,48 МПа; (2.6.16)

- при точечном растяжении

R_т = 0,045 • R_сж = 0,045 • 64,8 = 2,92 МПа (2.6.17)

3. Коэффициент и угол внутреннего трения:

f_тр = tg = (2.6.18)

= arctg 0,818 = 39,3.

4. Удельная энергоемкость разрушения образца:

- на сжатие

U_сж = 10 • f = 10 • 18 = 180 МДж/м³; (2.6.19)

- на растяжение

U_р = 18 МДж/м³;

- при точечном растяжении

U_т = 8,1 МДж/м³.

5. Удельная энергоемкость разрушения массива:

- на сжатие

U_см = (U_сж • К_т + U_г) = 180 • 1 + 8,33 = 188,3 МДж/м³, (2.6.20)

где, U_г = • g • H = 3400 • 9,8 • 250 = 8,33 МДж/м³;

- на растяжение

U_рм = 18,8 МДж/м³;

- при точечном растяжении

U_тм= 8,47 МДж/м³.

6. Напряженное состояние массива как упругой среды:

- вертикальные сжимающие напряжения на горизонтальной площадке

_z = • g • H = 3400 • 9,8 • 250 = 8,33 МПа; (2.6.21)

- горизонтальные сжимающие напряжения на вертикальной площадке

_х = _Y = ₁ • _z = 0,33 • 8,33 = 2,78 МПа, (2.6.22)

где, ₁ = - коэфф. бокового распора. (2.6.23)

7. Напряжения на контуре незакрепленной выработки:

- сжимающие в боках

_мах = К₁ • _z = 2 • 8,33 = 16,6 МПа; (2.6.24)

- растягивающие в кровле

_min = К₂ • _х=0,4 • 2,78 = 1,1 МПа, (2.6.25)

где, К₁ и К₂ - коэффициент концентрации напряжений.

8. Запасы прочности массива:

- в кровле

n_к = (2.6.26)

- в боках

n_б = (2.6.27)

1 n_к 4

1 n_б 4

По данным проф. В.К. Шехурдина определяем, что кровля и бока достаточно устойчивы и выработку можно проходить без крепления, но т. к. она проходится на срок более 3-х лет, для предотвращения вывалов породы кровлю крепят анкерами под металлическую сетку. Число анкеров принимаем три штуки по сетке 1 х 1 м. Длина анкера L_а = 1,3 м.

Расчёт сменной эксплуатационной производительности бурильной установки

При проведении горизонтальных горных выработок на шахте им. Губкина применяются переносные бурильные установки типа УПБ - 1А.

В данном дипломном проекте предлагается перейти на более современное, самоходное бурильное оборудование.

Для бурения шпуров в забое выбираем бурильную установку типа СБКН-2М с 2-мя бурильными головками ПК- 60А. Энергия удара А = 90,2 Дж, частота удара N = 46,7 Гц., q_В = 9,5 м³/мин, диаметр шпура d_Ш = 43 мм.

- продолжительность смены Т = 432 мин;

- подготовительно-заключительные операции t_ПЗ = 35 мин;

- обслуживание t_ОБ = 35 мин;

- личное время t_Л = 10 мин;

- вспомогательное t_В = 0,55 мин/м;

1. Скорость бурения:

(2.6.28)

2. Сменная эксплуатационная производительность:

(2.6.29)

3.4 Расчёт паспорта буро-вскрышных работ

1. В качестве основного ВВ принимаем гранулит АС - 8, для патронов-боевиков - аммонит №6 ЖВ.

2. Удельный расход ВВ: q = 2,98 кг/м³.

3. Средняя длина шпура: L_ш = 2,3 м - по данным практики.

4. Число шпуров в забое:

шт., (2.6.30)

где, - плотность ВВ, кг/м³;

d_З - диаметр заряда, м;

К_з - коэффициент заполнения шпура.

5. Выбираем прямой вруб с компенсационными шпурами. N_К = 3.

Расстояние между компенсационным и заряжаемым шпурами а = 0,1 м. Вспомогательные шпуры для расширения вруба располагаются на расстоянии 500 мм.

Л.Н.С. между отбойными и оконтуривающими зарядами:

м, (2.6.31)

где, Р - линейная масса заряда:

кг/м (2.6.32)

6. Подвигание забоя за взрыв:

l_У = l_ШП = 2,3 0,87 = 2 м (2.6.33)

7. Суммарная длина всех шпуров:

L_ш = l_вр n_вр + l_всп n_всп + l_от n_от + l_ок n_ок, м (2.6.34)

L_ш = 2,3 6 + 2,3 6 + 2,3 8 + 87,4 м (2.6.35)

8. Требуемый расход ВВ на цикл:

Q = l_шп S_вч q = 2,98 9,64 2,3 = 66 кг (2.6.36)

Средняя масса заряда:

(2.6.37)

Масса заряда:

- во врубовых шпурах, ;

- во вспомогательных и отбойных, ;

- в оконтуривающих в кровле и боках,;

- в почвенных, ;

Фактический расход ВВ

Зарядка шпуров порционным зарядчиком ЗП-2.

3.5 Расчёт проветривания выработки

Для расчета принимаем: нагнетательный способ проветривания; прорезиненные трубы d_т = 600 мм.; время проветривания t = 30 мин.; коэфф. утечек воздуха при длине трубопровода L = 750 м составляет p = 1,39.

1. Количество воздуха, которое необходимо подать в забой после взрывных работ:

м³/сек, (2.6.38)

где, S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

k - коэфф., учитывающий обводненность выработки;

А - количество одновременно взрываемого ВВ, кг;

в - газообильность ВВ, л/кг;

м³/сек

2. Проверка на минимально допустимую скорость движения по выработке - 0,35 м/сек (по пылевому фактору):

м/сек

3. Кол-во воздуха, которое требуется подать вентилятору:

4. Аэродинамическое сопротивление трубопровода:

, (2.6.39)

где, - коэфф. аэродинамического сопротивления.

5. Депрессия трубопровода:

Н_в = Н_с +Н_м + Н_д, Па, (2.6.40)

где, Н_с = 621,2 Па - статическое давление в трубопроводе.

Н_м = 0,2 Н_С = 621,2 0,2 = 124,2 Па - местные потери напора.

Н_д = , динамическое давление,

где, V_t =14 м/сек 20 м/сек - т.е. скорость движения воздуха в трубопроводе допустимая, - плотность воздуха, кг/м³, тогда:

Н_д =117,6 Па.

Н_в = 621,2 + 124,2 + 117,6 = 863 Па.

Выбираем вентилятор по значениям Q_в = 330 м³/мин, и Н_в = 863 Па. По индивидуальной характеристике вентилятор ВМ-6М при Q_в = 330 м³/мин обеспечивает напор Н_в = 1700 Па, что вполне соответствует заданным условиям.

3.6 Уборка породы

Расчёт сменной эксплуатационной производительности комплекса ППН-3 с ПСК-1.

Расчетные данные:

- продолжительность смены Т = 432 мин.;

- время на подготовительно-заключительные операции t_ПЗ = 30 мин.;

- личное время t_Л = 10 мин.;

- коэфф. отдыха К_о = 1,05;

- коэфф. разрыхления К_Р = 1,6;

-коэфф., учитывающий крупность кусков К_КР = 1;

- техническая производительность ППН- 3 Q_Т = 1,25 м³/мин.;

- время на вспомогательные операции t_В = 1,5 мин/м³;

- расстояние до обменного пункта L = 100 м;

- объём вагонетки V_В = 4 м³;

- коэфф. наполнения К_Н = 0,9;

- средняя скорость движения состава V = 0,9 м/сек.;

- число вагонеток под перегружателем ПСК - 1 n_В = 4.

1. Сменная эксплуатационная производительность комплекса:

, м³/см (2.6.41)

м³/см.

2. Число вагонеток необходимое для уборки породы:

штук. (2.6.42)

3.7 Расчёт организации работ

1. Объём работ по каждому процессу:

- бурение шпуров в забое: L_ш = 87,4 м;

- заряжание шпуров: L_З = L_Ш - L_К = 87,4 - 6,9 = 80,5 м;

- уборка породы: м³;

- бурение шпуров под анкера: м;

Рис. 4. Технологическая схема обогащения

- крепление анкерами: шт.;

- настилка временного пути: l_П = l_У = 2 м;

- сооружение водоотливной канавки: м³;

- навеска труб вентиляции: l_В = l_У = 2 м.

2. Трудоёмкость работ (см. табл.2.6.1):

, чел-см.,

где, V_i - объем работ;

H_i - норма выработки.

3. Общая организация работ в забое.

Выработку проводит комплексная бригада из 4 человек по прерывной рабочей неделе с 2-мя выходными днями. Режим работы - двухсменный. Наращивание коммуникаций и замена временного пути на постоянный, а также профилактический ремонт оборудования осуществляют рабочие соответствующих служб в выходные дни. Явочный штат звена - 2 человека. Каждый проходчик имеет Единую Книжку взрывника и соответствующее удостоверение для работы на горнопроходческих машинах. График работы в течение смены показан на циклограмме.

Таблица 3.2

№ п/п	Вид работы (процесса)	Объём работы на цикл	Норма выработки на чел.	Трудоемк. чел-см.	Число рабочих	Продолжит. раб. час	Примечание
1.	Уборка породы, м3	19,3	92,6	0,22	2	1,5	по расчету
2.	Настилка врем. пути, м.	2,0	9,46	0,21	2	0,75	по Е
3.	Навеска вен. труб, м	2,0	103	0,02	1	0,1	по ЕНВ-85
4.	Бурение шпуров в забое, м	87,4	169,7	0,53	1	3,2	по расчету
5.	Бурение шпуров под анкера, м	7,8	34,8	0,23	1	1,57	по ЕНВ-85
6.	Крепление анк., шт	6,0	21,9	0,22	1	1,93	по ЕНВ-85
7.	Соор. водоотливной кан.,м3	0,3	3,94	0,1	1,2	0,5	по ЕНВ-85
8.	Заряжание взрыва- ние, м	80,5	241,5	0,34	2	1,07	по ЕНВ-85
9.	Прочие работы.			0,187	2	0,3	по расчету

Проветривание осуществляется в перерыв между сменами, t_ПР = 30 мин.

Суммарная трудоемкость цикла: N_Ц = 2,06 чел-см.

Коэффициент выполнения нормы:

Продолжительность работ:

, час.

4. Комплексная норма выработки:

м/чел-см.

5. Скорость проведения выработки:

м/мес.

6. Время сооружения выработки:

мес.

Расчёт себестоимости проведения одного метра подготовительной выработки приведен в экономической части проекта.

4. Вентиляция

4.1 Общие сведения

На шахте им. Губкина в северном расположении шахтного поля пройден новый вентиляционный ствол №6 и предложен нагнетающий способ проветривания. Подача свежего воздуха в шахту осуществляется по стволу №6, загрязненный воздух выдается через скиповой ствол №3. На поверхности над вентиляционным стволом сооружается надшахтные здания с воздухозаборной трубой высотой 40-65 м. В надшахтных зданиях устанавливаются калориферные установки, расходующие 19,5-24,7 Гкалл тепла в час для подогрева в зимний период поступающего в шахту воздуха до температуры -2°С.

Проектом отработки предусмотрена фланговая схема проветривания горных работ. Способ проветривания - нагнетательный.

Главная вентиляционная установка ствола №5 оборудована 2 вентиляторами ВЦЦ-47У с номинальной производительностью 300 м^З/сек и депрессией 650 кгс/м². Мощность электродвигателей 1600 кВт каждого, частота вращения 500 об/мин. Вентиляторная установка ствола №3 оборудована вентилятором ВЦО-ЗДМ, с номинальной производительностью 164 м^З/сек и депрессией до 490 мм вод. столба, мощность электродвигателя 1000 кВт, число оборотов 500 об/мин и вторым вентилятором ВЦ-31,5 с номинальной производительностью 160 м^З/сек и депрессией до 500 мм. вод. столба. Мощность электродвигателя 1250 кВт, число оборотов 600 об/мин.

Проветривание горных работ Юго-Восточной и Сретенской залежей гор.-71 м и -125м осуществляется за счёт свежего воздуха, поступающего по стволу №6. Исходящая струя из горных выработок Юго-Восточной залежи гор. - 71м, -125м и Сретенской залежи гор. -125м выдается по стволу №3 на поверхность.

Очистные работы проветриваются за счет общешахтной депрессии, исходящая струя направляется по вентиляционным сбойкам, вентиляционным восстающим выдается на гор. -71 м и далее по горным выработкам к вентиляционным стволам на поверхность.

Выработки буровых работ, склад ВМ, пункт приготовления ВВ, подстанции, депо, насосные камеры проветриваются за счет общешахтной депрессии.

Тупиковые забои подготовительных и нарезных выработок проветриваются нагнетательным способом с помощью вентиляторов местного проветривания - СВМО-6; ВОЭ-5; ВМЭ-6.

В аспирационном узле ствола ДПК №3 установлен вентилятор Ц4-70 №10.

Распределение воздуха по горным выработкам производится за счет общешахтной депрессии и с помощью вентиляционных регулирующих устройств.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ приведен ниже.

Общее количество воздуха необходимого для проветривания с учетом коэффициента потерь, предусмотренного "Нормами технологического проектирования" составляет 210,66 мЗ/сек.

4.2 Расчёт расхода воздуха для вентиляции шахты

1. Расчёт по наибольшему числу людей, одновременно работающих в шахте:

, (4.2.1)

где, N_чел. - 100 чел. - количество людей, одновременно работающих в шахте;

6 м³/мин - норма подачи воздуха на одного человека; к₃ = 1,45 коэффициент запаса воздуха.

2. Расчёт расхода воздуха по фактору расхода ВВ принимаем для отбойки камеры при ее максимальном выпуске:

, (4.2.2)

где, 1_вв = 0,04 м³/кг - газовость ВВ;

k₃ = 1,45 - коэффициент запаса воздуха;

В = 5000 кг - количество одновременно взрываемого ВВ;

Т = 8 часов или 480 мин. продолжительность проветривания выработки после взрыва;

с_д =0,008% - максимально допустимая концентрация газа в общей исходящей струе шахты.

3. Расход воздуха для нижнего и верхнего горизонта, определяется по факту расхода ВВ на отбойку.

В отбойке руды одновременно принимают участие 2 камеры. Следовательно, расход воздуха на горизонтах будет равен:

Q = 126 + 126 = 252 м³/с

Принимаем общешахтный расход воздуха равным Q = 252 м³/с, с учётом утечек воздуха окончательно принимаем Q = 300 м³/с.

Аэродинамическое сопротивление выработок и шахты в целом:

, (4.2.3)

где, К_ф- коэффициент формы: для сечения круглой формы К_ф = 3,54; для сечения сводчатой формы К_ф= 3,83; для трапециевидной К_ф = 4,15;

S - сечение выработки, м²;

- коэффициент аэродинамического сопротивления Н • с² / м⁴.

Обозначение Направления	Наименование выработки	Тип крепи	S, м2		L, м	R,	Q	h, Па	V, м/с
0-1	Клетьевой ствол	Бетон	38		250	0,0007	300	63	7,9
1-2	Вент. кв-г	Бетон	20	14	800	0,024	150	540	7,5
2-3	Вент. кв-г	Бетон	20	14	600	0,018	75	101	3,7
2-4	Штрек	-	12,5	21,3	400	0,059	75	332	6
4-5	Штрек	-	12,5	21,3	200	0,029	37,5	41,5	3
4-6	Орт	Бетон	12,5	21,3	600	0,088	37,5	124,6	3
5-7	Орт	-	12,5	21,3	600	0,088	37,5	124,6	3
3-6	Вент. кв-г	-	20	14	400	0,012	75	67,4	3,7
6-7	Вент. кв-г	-	20	14	200	0,006	112,5	75,9	5,6
7-8	Вент. кв-г	-	20	14	1000	0,03	150	674,4	7,5
8-9	Вент. ствол	Бетон	42	25	250	0,002	300	174,2	7,1
1-1'	Клетьевой ствол	Бетон	38	7	70	0,0002	150	4,4	7,9
1'-2'	Вент. кв-г	Бетон	20	14	800	0,024	150	540	7,5
2'-3'	Вент. кв-г	Бетон	20	14	600	0,018	75	101	3,7
2'-4'	Штрек	-	12,5	21,3	400	0,059	75	332	6
4'-5'	Штрек	-	12,5	21,3	200	0,029	37,5	41,5	3
4'-6'	Орт	бетон	12,5	21,3	600	0,088	37,5	124,6	3
5'-7'	Орт	-	12,5	21,3	600	0,088	37,5	124,6	3
3'-6'	Вент. кв-г	-	20	14	400	0,012	75	67,4	3,7
6'-7'	Вент. кв-г	-	20	14	200	0,006	112,5	75,9	5,6
7'-8'	Вент. кв-г	-	20	14	1000	0,03	150	674,4	7,5
8-8	Вент. ствол	бетон	38	7	70	0,0002	150	4,4	7,9

Получили то, что депрессия верхнего горизонта h_вг = 1950,4 Па, депрессия нижнего горизонта h_нг = 1959,4 Па.

Рассчитаем сопротивление регулятора:

 (4.2.4)

Депрессию воздухонагревателя принимаем равным 190 Па.

Общешахтная депрессия с учётом утечек и депрессией воздухонагревателя:

(4.2.5)

Установленным параметром соответствует характеристики вентилятора ВОД-50, техническая характеристика шахтного центробежного вентилятора главного проветривания, регулируемого поворотом лопаток направляющих аппаратов.

1. Диаметр рабочего колеса, мм - 5000

2. Частота вращения, мин^-1 - 300

3. Диапазон в зоне промышленного использования подачи, м³/с 104-580

4. Статическое давление - 2800-7500

5. КПД - 0,815

4.3 Расчёт вентиляции тупиковой выработки

Проходится орт сечением - 12,5 м², длина выработки - 300 м. Способ проветривания - нагнетательный.

1. Количество воздуха, по условию нахождения наибольшего количества людей, одновременно работающих в забое:

Q = n : q = 6 : 4 = 24 м³/мин = 0,4 м³ /с,

где, q = 6 м³/мин - минимальное количество воздуха, необходимое на каждого подземного рабочего.

2. Расчёт количества воздуха по газовому фактору производится по формуле В.Н. Воронина:

(4.3.1)

где, t = 60 мин - продолжительность проветривания выработки после взрыва;

f = 0,8 - коэффициент обводнённости;

S = 12,7 - сечение выработки; L=300m - длина выработки;

К_ут.тр. = 1,14 - коэффициент утечки воздуха в вентиляционном трубопроводе; V - объём газов, образующихся при взрывании:

V = 100 B = 100 150 = 15000 л

3. Расчёт расхода воздуха по минимальной скорости движения воздуха:

Q_m = 60 : V_min S_B = 60 : 0,25 : 12,5 = 187,5,

где, V_min = 0,25 м/с - минимально допустимая скорость движения в выработке.

4.4 Выбор вентилятора местного проветривания

1. Определяем дебит вентилятора:

2. Депрессия гибкого трубопровода составит:

где R_тр - аэродинамическое сопротивление трубопровода:

где, L = 1000 м - длина трубопровода; d_w= 0,6 м - диаметр трубопровода;

= 0,0004 Н • - коэффициент аэродинамического сопротивления трения трубопровода;

3. Депрессия ВМП составит:

Технические характеристики вентилятора ВМ-12:

1. Частота вращения - 1470 мин^-1

2. Подача - 10-32 м³/с

3. КПД - 0,66

4. Мощность двигателя - 110 кВт

По результатам расчетам выбираем вентилятор местного проветривания СВМ-6М. Данный вентилятор устанавливается в откаточном штреке.

5. Горно-механическая часть

5.1 Подземный транспорт

В связи с существующими горно-техническими условиями для транспортировки руды целесообразно применять локомотивный транспорт. Это связано с тем, что руда имеет большую насыпную плотность (2,5 т/м), высокую абразивность. Параметры горно-капитальных выработок позволяют использовать локомотивный транспорт для транспортировки руды.

Исходя из производительности шахты и длины откатки принимаем контактный электровоз 14КР и вагонетку с глухим кузовом ВГ-4,5. Ширина рельсовой колеи 750 мм. Тип рельсов Р-38.

Выбираем односторонние стрельчатые переводы ПО 733-1/5-20П и крестовины марки 1/5. Минимальный радиус закругления рельсового пути 20 м. Состояние рельсов - сухие, чистые.

Рис. 5. Погрузочно-транспортная машина типа ПТ

Технические характеристики электровоза 14КР

Длина - 4900 мм

Ширина - 1340 мм

Высота - 1550 мм

Скорость - 12,6 км/ч

Сила тяги - 24 Н

Мощность электродвигателя - 25х2 кВт

Рис. 6. Электровозы: а - аккумуляторный типа АМ8Д; б - контактный типа К10; 1 - рама; 2 - колесные пары; 3 - тормозная система; 4 - рессорное подвешивание; 5 - батарея; 6 - контроллер; 7 - токосъемник; 8 - кабина; 9 - песочная система ковш «роллер».

Технические характеристики вагонетки ВГ-4,5:

Длина - 4100 мм

Ширина - 1350 мм

Высота - 1550 мм

Вместимость - 4,5 м³

Диаметр колеса - 400 мм

Параметры электровозной откатки:

- вес груженого состава:

Gr. = Р (1000 ц / (1,5 Wr. + i + 108 а) - 1), (5.1.1)

где, Р - сцепной вес (Р = 140 кН);

ц - коэффициент сцепления (ф = 0,18);

i - уклон пути (i = 4 % ₀);

Wr. - удельное сопротивление движения поезда, (Wr. = 5 Н/кн);

а - пусковое ускорение (а = 0,03 м/с² ).

Gr. = 140 (1000 • 0,18/(1,5 • 5+4+108 • 0,03) - 1) = 156,96 т.

Масса вагонетки ВГ = 4,5 т, Go = 4,2 т, объем кузова Vв. = 4,5 м³.

Рис. 7. Рудничные вагонетки

Число вагонов в составе:

Z = Gr./(V_в? г +Go.) = 156,96/(4,5 • 2,5 + 4,2) = 10,1

Принимаем Z = 10.

Масса груза в одном вагоне:

G = V_в? г = 4,5 • 2,5 = 11,25 т.

Длина поезда:

In = lэ + Z • 1в = 4,9 + 10 · 3,950 = 44,4 м.

Допустимая скорость груженого поезда:

V_доп.г. = v0,24 • Lт (В_т + W_r. - i),

где L_т - длина тормозного пути (L_т = 40 м);

В_т - сила торможения.

В_т. = 1000 ? ц•Р / {Р + Z(V_в? г + G_o)} =

=1000 • 0,18 • 140 / {140+10 (4,5•2,5+4,2)} = 15Н/кН

V_доп.г. = v 0,24 • 40 (15 + 5 - 4) = 15,3 км/ч.

Время движения груженого состава:

t _г. = 60 • L г. / 0,75 • Vг. = 60 • 1,54/ 0,75 • 15,3 ? 8 мин.

Допустимая скорость порожнего поезда:

V_доп.п. = v 0,24 • 1т (Вт + W_п - i)

Wп. = 8 Н/кН.

V_доп.п. = v 0,24 • 40 (15 + 8 - 4) = 20,5 км/ч.

Время движения порожнего состава:

t_т. = 60 • 1,54 / 0,8 • 20,5 = 5,6 мин.

Время рейса:

t_p. = t_г. + t_п. + ? = 8 + 5,6 + 30 = 43,6 мин.

Потребное число рейсов в смену:

n_р. = 60 • t_cм. • К_э. / t_p. = 60 • 6 • 0,9/ 43,6 ? 6.

Число рейсов 1 электровоза в смену:

n_см. = К_н. • Q_cм. / Z • V_в? г = 1,25 ? 3170 / 10 ? 4,5 ? 2,5 ? 36.

Число электровозов, необходимых для работы:

N= n_см / n_р. = 36/6 = 6.

Принимаем резервное число электровозов Np. = 1.

Выбираем вспомогательный транспорт. Для перевозки людей выбираем вагонетки пассажирские ВПГ-12 с шестью двухместными сидениями. Для пылевидных материалов выбираем вагонетки с герметически закрывающимся кузовом, пригодные для перевозки взрывчатых материалов и вяжущих растворов. Для разгрузки вагонов применяем опрокидыватель круговой с пропуском электровоза ОКЭ-1-4.

Рис. 8. Бурильная шахтная установка УБШ-322Д: 1 -- приводная часть; 2 -- пульт управления; 3 -- податчик; 4 -- перфоратор

Рис. 9. Подвижной состав автомобильного транспорта: а -- самосвал с задней разгрузкой; б -- прицеп с донной разгрузкой; в -- полуприцеп-самосвал с задней разгрузкой

Рис. 10. Погрузочно-транспортная машина типа ПД

5.2 Эксплуатация транспорта

Поступившие на рудник электровозы и вагонетки подвергаются тщательной проверке, снабжаются инвентарными номерами и регистрируются в журнале ремонта.

К управлению электровозом допускаются лица, имеющие свидетельство на право управления данным типом электровоза. Перед началом работы проверяется исправность вагонеток и электровоза - наличие масла в редукторах, состояние электрооборудования, работу тормозов и т.д.

В процессе движения электровоз должен находится в голове состава, исключение составляют маневровые операции. Кузова вагонеток необходимо своевременно очищать от налипших частиц горной массы.

Один раз в месяц вагонетки смазывают согласно карте смазки. Объем работ по обслуживанию электровоза производится в соответствии с инструкцией по эксплуатации. При аварийных повреждениях производят неплановые ремонты.

5.3 Техника безопасности

Согласно ПБ машинисту электровоза запрещается эксплуатировать неисправный электровоз, покидать его во время движения, самовольно передавать управление электровозом другому лицу, перевозить людей в вагонетках, не приспособленных для этих целей, открывать двери при движении, производить осмотр и ремонт электровоза на стоянках при поднятом токоприемнике.

Для защиты от поражения электрическим током в пассажирских вагонах кузов должен быть заземлен на рельсы через раму и полускаты.

5.4 Подъём

Главный ствол оборудован двухскиповой подъемной установкой для выдачи руды на поверхность.

Вспомогательный ствол оборудован клетьевой подъемной установкой для подъема - спуска людей, оборудования, материалов.

Подъемная установка для выдачи руды оборудуется скипами с секторным затвором. Высота превышения оси над поверхностью при разгрузке hп. = 20 м, опускание скипа ниже горизонта околоствольного двора при загрузке ho. = 50 м. Глубина ствола 320 м.

Высота подъема:

Н = Н_ств. + h_п. + h_o. = 320 + 20 + 50 = 390 м

Часовая производительность подъемной установки:

А_ч. = К_р. • А_ч. / в • t, т/ч,

где, Кр. - коэффициент резерва (К_р. = 1,3);

в - число рабочих дней в году;

t - число часов работы в сутки.

А_ч. = 1,3 • 2900000 / 305 • 20 = 618 т/ч.

Грузоподъемность скипа:

Q_гp. = (4v Н + 10 / 3600) • Ач. = (4 v390 + 10 / 3600) • 618 = 15,28 т.

Принимаем грузоподъемность скипа 16 т.

Выбираем подъемную машину 2Ц-5 х 2,4.

Технические характеристики подъемной машины 2Ц-5х2,4:

Допустимое статическое натяжение каната - 280 кН

Диаметр барабана - 5000 мм

Допустимая скорость подъема - 14,0 м/с

Число подъемов в час:

N_п. = А_ч. / Q_гp. = 618 / 16 = 38,6.

Время на 1 подъём: Т_п. = 3600 / N_п. = 3600 / 38,6 = 93,3.

5.5 Водоотлив

По гидрогеологическим данным рудника нормальный водоприток равен 6580 м³/сут., максимальный - 7200 м³/сут.

Главные водоотливные установки оборудуются центробежными секционными насосами, должен быть откачен одним насосным агрегатом за 20 ч. его работы в сутки.

Расчётная подача водоотливной установки:

Q_p. = Q_п. / 20 = 6580 / 20 = 329 м³/час.

Расчёт диаметра трубопровода:

d = v4 Qp. / 3600 ? р ? V, м

Определяем скорость движения воды по трубопроводу:

V = 0,54 vQp, м/с

V = 0,54 v329 = 2,3 м/с,

d = v4 • 329 / 3600 • 3,14 • 2,3 = 0,224 м.

Принимаем трубопровод диаметром 200 мм.

Расчётный напор:

H_p. = Н_г. + R_t. Q²,

где, Н_г. - геодезическая высота,

R_t. - потери напора на преодоление сопротивления движения и местных потерь.

R_t. = (л h/d +У о i + 1) 1/2g F².

Длина трубопровода:

h = H_m + (120 150), м,

где, (120 150 м) - длина труб в насосной станции.

h = 320+ 130 = 450 м.

У о i=30

R_t. = (0,03 • 450 / 0,2 + 30 + 1) • 1/{2 • 9,8 • ((3,14 • 0,04)/4)²} = 5093

Определяем геодезическую высоту:

H_г. = Н_в. + Н_м. + Н_п., м,

где, Н_в. = 3 м - высота всасывания;

Н_п. = 3 м - превышение труб на поверхности;

Н_г. = 3 + 320 + 3 = 326 м;

H_p. = 326 + 5093 (320/3600)² - 366 м.

Выбираем центробежный многоступенчатый насос ЦНС-300-1200-600.

Автоматизация водоотлива

На шахте им. Губкина автоматическое управление насосами осуществляется с помощью релейных элементов. В данном проекте предлагается перейти на микропроцессорную систему управления водоотливом, которая значительно точнее, надежней и дешевле релейной автоматики.

Работу насоса контролируют несколько датчиков, сигналы с которых поступают в микроЭВМ.

геологический инженерный железный руда

Схема работы водоотливной установки при управлении от микроЭВМ

Условные обозначения:

УСО - устройство связи с объектом;

Д - асинхронный электродвигатель;

Н - водоотливной насос;

S₁ - датчик контроля нижнего уровня воды;

S₂ - датчик контроля верхнего уровня воды;

S₃ - датчик контроля работы насоса;

S₄ - датчик контроля температуры подшипников редуктора;

S₅ - датчик контроля изоляции обмоток электродвигателя.

6. Строительная часть

В соответствии со СНиП промплощадка рудника располагается в 3,5 км юго-западнее города Губкина. Местность представляет собой равнину.

Промплощадка разделяется на следующие группы зданий и сооружений: технологические комплексы главного и вспомогательного стволов, административно-бытовой комбинат, вспомогательные цеха со складскими помещениями.

Так как позволяет рельеф местности, здания промплощадки объединены в отдельные блоки по функциональному признаку.

Ко всем зданиям существуют подъезды для пожарных машин с одной стороны при ширине зданий до 18 м и с двух - при большей ширине.

Минимальные расстояния между зданиями составляют 9-18 м.

Оси зданий ориентированы под углом не более 45° - к направлению преобладающих ветров. Преобладающими являются западные и северозападные ветра.

Подъездные пути к промплощадке проложены преимущественно по малоценным в хозяйственном отношении землям.

Расстояние от оси наружных стен зданий до края автодорог не менее 12 м. Средняя плотность застройки промплощадки составляет 20%.

Руда, выдаваемая из шахты на поверхность, перегружается в рудные бункера емкостью 9500 м³ с погрузочным пунктом. Транспортировка руды до обогатительной фабрики осуществляется по конвеерным галереям.

7. Охрана недр и окружающей среды

7.1 Общие сведения по безопасности труда на руднике

Шахта им. Губкина является негазовой, не опасной по выбросам и горным ударам.

Производственные работы на шахте им. Губкина проводятся в полном соответствии с "Едиными правилами безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом".

Все трудящиеся, поступающие в цеха комбината, проходят медицинское освидетельствование в горбольнице и получают вводный инструктаж по технике безопасности, а рабочие, поступающие на шахту, проходят предварительное обучение ТБ при службе подготовки кадров комбината по специальным программам. Повторный инструктаж рабочим по ТБ производится один раз в полугодие по программе инструктажа на рабочем месте.

Все работающие на подземных работах, рабочие и лица технического надзора, обеспечиваются индивидуальными средствами защиты установленного образца, соответствующие их профессии и установленным нормам.

На руднике ведется точный учет всех работников, опустившихся в шахту и поднявшихся из нее. Телефонные аппараты устанавливаются во всех эксплуатационных участках, основных пунктах откатки, у ствола.

Доставка трудящихся на промплощадки цехов производится автобусами. Доставка рабочих в шахте непосредственно на рабочие места осуществляется в специально оборудованных поездах.

Во всех цехах соблюдается питьевой режим. Территории цехов озеленены, промплощадка и автодороги в летнее время поливаются водой, имеются столовая и буфет.

Важным техническим фактором оперативного руководства горными работами являются рудничная сигнализация. Помимо сигнализации, предназначенной для обеспечения бесперебойной и безаварийной работы оборудования, установлены сигналы, предупреждающие людей об опасности:

1. Сигналы о пуске машин и механизмов.

2. Сигналы на подземном транспорте, предупреждающие о начале движения состава и т.д.

3. Сигналы об аварии, передаваемые в случае возникновения опасности, угрожающей жизни и здоровью людей.

Шахта имеет три общешахтных запасных выхода ж два запасных выхода между горизонтами.

В состав административно-бытового комбината входят помещения конторские, производственно-вспомогательные, санитарно-бытовые, медицинские. Здание имеет два эвакуационных выхода.

Во всех основных цехах производится стирка и ремонт спецодежды и спецобуви.

7.2 Опасные и вредные производственные факторы

При выполнении на шахте производственных работ при отработке камер больших размеров существует возможность травмирования, зависаний в горных выработках; высокая запыленность и, как следствие, силикозоопасность; опасность поражения электрическим током при нарушении заземления электрооборудования; воздействие производственного шума и вибрации; возникновение травм при дроблении негабарита.

Для сокращения травматизма при ведении горных работ на шахте им. Губкина предусмотрены следующие мероприятия.

7.3 Меры безопасности при ведении горных работ

Горные работы вести в соответствии с правилами безопасности с составлением на каждую горную выработку паспорта. Особое внимание уделять сборке заколов со стенок и кровли выработок. Бурение производить перфораторами с промывкой, горную массу перед погрузкой орошать.

Забои выработок проветривать вентиляторами- местного проветривания. Для обеспечения безопасности и защиты горнорабочих от обрушений применять крепление выработок.

7.4 Меры безопасности при очистной выемке

К работе на выпуске и погрузке горной массы допускать лица, прошедшие обучение по технике безопасности по специальной программе. Важным элементом организации труда является рациональный состав бригады и правильная расстановка рабочих.

Максимальный вес ВВ, одновременно взрываемого при дроблении негабарита без присутствия мастера допускается 4 кг на орту доставки и 8 кг в дучке. Длина ОШ допускается не менее 1 м для безопасного отхода взрывника в укрытие. Особое внимание уделять зависанию негабаритных кусков рудной массы в дучках.

7.5 Меры безопасности при производстве массовых взрывов

Буровзрывные работы ведутся в соответствии с "Едиными правилами безопасности при буровзрывных работах".

На массовые взрывы составляются проекты-распределения в соответствии с типовым проектом и утверждаются главным инженером комбината.

Для уменьшения сейсмического действия массовых взрывов применяется коротко замедленное взрывание, количество одновременно взрываемых зарядов и ВВ определяется по рекомендациям НИИКМА.

Взрывную сеть монтируют опытные взрывники под непосредственным руководством лиц технического надзора.

За сутки до взрыва и перед взрывом проверяются вентиляционные установки и устройства. При обнаружении неисправности взрыв не допускается. Спустя 2 часа после взрыва осуществляют отбор проб воздуха в выработках и его анализ. Допуск людей в шахты производится только после проверки отделением ВГСЧ состояния шахтной атмосферы.

7.6 Меры безопасности при локомотивном транспорте

В выработках, не опасных по газу и пыли, допускается применение контактных электровозов в рудничном нормальном исполнении.

Для перевозки людей применяются специальные вагонетки с сидениями, глухими торцевыми стенками, металлической крышей. Проемы для посадки должны иметь ширину не менее 0,7 м. Скорость движения не превышает 18 км/ч. Тормозной путь состава на преобладающем уклоне не превышает 40 м, а при перевозке людей 20 м.

К управлению электровозом допускаются лица, имеющие свидетельство на право управления данным типом электровоза.

Перед началом движения проверить исправность токоприемника, переносного кабеля, компрессора, включателей, звукового сигнала, наличие масла в редукторах, работу тормозов. В процессе движения электровоз находится в голове состава, исключение составляют маневровые операции.

Запрещается перевозить людей в вагонетках, которые не предназначены для этих целей.

7.7 Меры безопасности на вертикальном подъеме

Клети, служащие для спуска и подъема людей, должны иметь сплошные металлические открывающиеся крыши и сплошной прочный пол.

Число людей, находящихся в клети, определяется из расчета 5 человек на 1 м² полезной площади пола.

При нормальном режиме работы максимальная скорость подъема и спуска людей определяется проектом, но не должна превышать 12 м/с.

Расчетное ускорение не должно быть более 1 м/с, замедление - не более 0,75 м/с².

Клети снабжены парашютами, предназначенными для плавного торможения и остановки в случае обрыва подъемных канатов.

Запрещается производить спуск и подъем людей в скипах и грузовых клетях. Запрещается спуск-подъем людей через подъемное отделение стволов. При спуске-подъеме людей в бадьях запрещается стоять или сидеть на краю бадьи, а также находиться в груженой бадье.

7.8 Меры безопасности при эксплуатации электрооборудования

Электротехническое хозяйство всех цехов содержится в соответствии с "Правилами технической эксплуатации электроустановок" и "Правилами техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей".

Обслуживающий персонал обеспечен защитными средствами - диэлектрические коврики, перчатки, указатели напряжения, контрольно- измерительные приборы и т.д.

В подземных выработках применяются электрические машины, трансформаторы, аппараты и приборы только в рудничном исполнении.

Все главные и вспомогательные выработки, околоствольный двор, забои, подземные мастерские, медпункт освещены светильниками, питающимися от электрической сети. Норма освещенности 8 лк.

Все кабели подвешиваются к бортам выработки, все электрооборудование заземляется. В качестве заземлителей в штрековых сточных канавах применять стальные полосы площадью 0,6 м² и толщиной 3 мм. Для дистанционного управления, сигнализации применяется безопасное напряжение 12-36В. Общее переходное сопротивление заземляющего устройства не должно превышать 2Ом. Сопротивление заземляющего устройства в подземных выработках проверяется раз в квартал.

7.9 Мероприятия по снижению и ликвидации пыли

Предупреждение и снижение пылеобразования осуществляется путем разработки и внедрения машин, работающих на принципе крупного скола и использования струй воды высокого давления, предварительного увлажнения массива. Осаждение пыли, взвешенной в воздухе, производится путем орошения, применения пены. Для разжижения взвешенной в воздухе пыли применяется вентиляция выработанного пространства.

Образование пыли предотвращается путем применения комплекса противопылевых мероприятий. Для предупреждения пылеобразования при взрывных работах используется внутренняя водяная забойка самозапирающимися полиэтиленовыми ампулами диаметром 38-40 мм длиной 40 см. При бурении шпуров и скважин основным способом борьбы с пылью является промывка, осуществляемая путем подачи воды или водных растворов ПАВ в забой или скважину. Для предотвращения поступления

пыли в забой при работе перфораторов и самоходных буровых установок используют систему пылемаслоулавливания СПМУ-2. Также для борьбы с пылью применяются электрофильтры и средства индивидуальной защиты (респираторы).

7.10 Мероприятия по снижению и ликвидации шума

Для снижения механического шума применяются детали из нешумящих материалов, вибропоглащающие прокладки и эластичные муфты. При невозможности снижения шума в самих источниках его образования они заключаются в звукопоглощающие кожухи. В качестве звукопоглощающих материалов используется войлок, асбосиликат, пористая штукатурка, поролон, резина и др.

Для защиты от воздействия высокочастотного шума применяются экраны из фанеры, листового металла, стекла и пластмасс.

Снижение аэродинамического шума осуществляется при помощи присоединительных или встроенных глушителей.

Для снижения шума от работающих компрессоров применяются резонаторные глушители многоступенчатого типа.

Для снижения шума при работе осевых вентиляторов местного проветривания применяются глушители типа ГШ-5.

Для нормальных условий труда используются различные средства индивидуальной защиты (антифоны, беруши, шумовые наушники и шлемы).

7.11 Мероприятия по снижению и ликвидации вибрации

Для снижения местных вибраций применяются специальные виброгасящие рукоятки из эластичного материала, виброгасящие пружинные каретки, исключающие постоянный контакт человека с вибрирующими инструментами, специальные пневмоподдержки.

В целях предупреждения вибрационной болезни у работающих с вибрирующим инструментом по заключению органов санитарного надзора

проводить комплекс физиопрофилактических мероприятий. Для предупреждения распространения вибраций на рабочем месте проводятся технические мероприятия, заключающиеся в устройстве специальных фундаментов и амортизаторов.

Для контроля уровня вибраций применяются виброграф ВР-1, переносной виброметр ВИП-2 и др.

7.12 Мероприятия по снижению и ликвидации пожароопасности

На шахте выполнены противопожарные мероприятия, предотвращающие возникновение пожаров в горных выработках, а также мероприятия, позволяющие быстро ликвидировать пожары.

Осуществляется еженедельная проверка изоляции проводов и немедленное устранение неисправности в изоляции, измерение сопротивления электрических сетей. Все работающие в шахте обязаны носить с собой самоспасатели. На всех перекрестных пунктах установлены огнетушители и ящики с песком, противопожарная машина находится в околоствольном дворе.

При получении сообщения о пожаре главный инженер немедленно принимает меры, предусмотренные планом ликвидации аварий, совместно с прибытием командиров ВГСЧ уточняет план работы по спасению людей и ликвидации пожара. В дальнейшем должен быть составлен план ликвидации пожара, предусматривающий способы тушения, количество требующихся материалов и оборудования, а также способы их доставки к месту работы.

7.13 Освещение рабочих мест и подземных выработок

Нормы освещенности рабочих мест и горных выработок определены соответствующими правилами безопасности.

Для рабочих мест и горных выработок устанавливаются нормы освещенности 10 лк исходя из того, что при этом не наблюдается утомления рабочих. В местах, где люди находятся кратковременно, только во время передвижения к месту работы (откаточные выработки, людские ходки и т.д.) минимальный уровень освещенности составляет 1 лк.

При строительстве подземных сооружений все выработки освещаются лампами с питанием от электрической сети напряжением не более 36 В для сырых выработок, 12 В на передвижных металлических подмостках, опалубках буровых тележек, не более 127 В для сухих выработок, не более 220 В для законченных сухих выработок при подвеске светильника не ниже 2,5 м. Напряжение всех переносных ламп не более 12 В.

Аварийное освещение смонтировано в стволе, околоствольном дворе, камере главного водоотлива, электрокамерах, складах ВМ, а также в местах пересечения выработок, тоннелей и выработок большой протяженности. Для контроля освещенности рабочих мест и горных выработок применяются объективные люксометры.

Для освещения лампами накаливания от сети применяются светильники РН-60, РН-100, РН-200. Для освещения главных откаточных выработок, погрузочных пунктов, людских ходков, машинных камер применяются люминесцентные светильники типа ДС, БС, ТБ.

7.14 План ликвидации аварий

План ликвидации аварий составляется главным инженером шахты на каждое полугодие, согласовывается с командой ВГСЧ, утверждается главным инженером комбината за 15 дней до начала следующего полугодия.

Ответственность за составление ПЛА несут главный инженер и командир ВГСЧ, с которым согласован этот план.

Оперативная часть плана ликвидации аварий, а также распределение обязанностей между отдельными лицами, участвующими в ликвидации аварий, и порядок их действий должны быть тщательно изучены всем

административно-техническим персоналом шахты и командиром и составом ВГСЧ.

План ликвидации аварий:

Позиция №1 загорание или преждевременный взрыв во время заряжания, коммутации гор. - 71 м выработки бурового горизонта, гор. - 125 выработки горизонта подсечки.

Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварии	Лица, ответственные за выполнение и исполнители	Пути и время выхода людей	Пути движения отделений ВГСЧ и задание	Пути движения отделений ВГСЧ и задание (отрывной талон)
1. Сообщить об аварии дежурному диспетчеру	Исп.: любое лицо, заметившее аварию	1. Люди, находящиеся за очагом пожара или взрыва, включившиеся в самоспасатели, входят на свежую струю, по ств. №3 поднимаются на поверхность. Время выхода - 30 мин.	Отделение №1 спускается по ств. №1, движется по вентиляц. квершлагу, откаточному штреку №3, идёт к месту аварии. Задача - вывод людей из аварийного участка	Отделение №1 спускается по ств.№1, движется по вент. квершлагу, откаточному штреку №3, идет к месту аварии. Задача - вывод людей из аварийного участка
2. Оповестить людей, находящихся в шахте об аварии 5-крат-ным миганием эл. света, по телефону, по громкоговорителю	Отв.: главный инженер. Исп.: дежурный диспетчер	2.Люди, находящиеся до очага взрыва или пожара, взяв самоспасатели, следуют к ств.№1, по нему под-нимаются на поверхность. Время выхода - 21 мин.	Отделение №2 спускается по ств.№1, двигается по откаточному квершлагу, откаточному штреку №1 к месту аварии. Задача - вывод людей и ликвидация аварии.	Отделение №2 спускается по ств.№1, двигается по откаточному квершлагу, откаточному штреку №1 к месту аварии. Задача - вывод людей и ликвидация аварии.
3. Вызвать ВГСЧ	Отв.: дежурный диспетчер. Исп.: телефонистка	3. Люди, находящиеся на другом горизонте, взяв самоспасатели, следуют к ств. №1 и по нему поднимаются на поверхность. Время выхода - 20 мин.
4. Обеспечить работу вентилятора в нормальном режиме.	Отв.: главный механик. Исп.: дежурный электрослесарь
5. Отключить эл. энергию на аварийном участке.	Отв.: главный энергетик. Исп.: дежурный подстанции
6. Запретить табельный спуск людей в шахту, выста-вить посты на всех входах в шахту.	Отв.: начальник шахты. Исп.: стволовые, табельная.
7. В случае загорания потушить пожар с помощью огнетушителей и воды	Отв.: сменный ИТР. Исп.: рабочие смены

7.15 Оценка уровня безопасности очистных работ при этажно-камерной системе разработки

Коэффициент частоты травматизма:

Коэффициент тяжести травматизма:

где, H - глубина разработки, м (Н=320);

М - средняя мощность залежи, м (М=600);

f_p - коэффициент крепости руды (f_p =18);

f_п - коэффициент крепости породы (f_п =12;);

V_б - удельный расход буровых работ, м/тыс.т (V_б = 88,4);

V_г - удельный расход горизонт, нарезных выработок, м/тыс.т (V_г - 8,8);

V_в - удельный расход вертикальных нарезных выработок, м/тыс.т (V_в = 4,6);

V_вв - удельный расход взрывчатых веществ на отбойку, кг/т (V_вв = 0,65);

Б - запасы блока, тыс.т (Б = 890).

7.16 Экология

Во избежание загрязнения водоемов сбросами сточных вод производится очистка и обеззараживание всей шахтной воды до предельно допустимых концентраций для сброса ее в водоемы рыбохозяйственного водопользования. Значительная часть очищенной шахтной воды используется на технические нужды рудника.

Бытовые и близкие к ним по составу производственные сточные воды с промплощадки и бытовые стоки города в полном объеме перекачиваются в канализационные очистные сооружения, где обеспечивается их полная биологическая очистка и обеззараживание.

При отработке месторождения нарушения ландшафта и деформации поверхности не происходит, так как применяемая на шахте система разработки по технике безопасности, безопасному ведению подземных горных работ и по воздействию взрывов предусматривает оставление охранного целика мощностью 70 м.

На шахте принято решение об извлечении части запасов месторождения, остающейся в поддерживающих целиках. * Отработанные камеры должны заполняться сгущенными текущими хвостами обогащения. Применение закладки должно обеспечить безотходность технологического процесса и его экологическую безопасность, а также способствовать ликвидации пустот.

Учитывая наличие на шахте им. Губкина пустот (ранее отработанные камеры) в объеме 30 млн.м, все сгущенные текущие хвосты обогащения могут быть размещены в подземных условиях.

На базе действующей шахты отрабатываются параметры закладочных работ в выработанном пространстве и технической возможности этого процесса в камерах больших размеров. "ТЕКО НИИКМА" проведены эксперименты по исследованию свойств тонкомолотых хвостов обогащения Коробковского месторождения, представленных пульпой с содержанием твердого вещества 5% по массе. Разработана схема сгущения хвостов и технологические схемы их укладки. Подготовлены исходные данные для составления технико-экономического обоснования крупномасштабной подземной отработки кварцитов и проектирования схемы и технологии приготовления и размещения тонкомолотых хвостов обогащения в подземных камерах больших размеров для безотходного производства на опытном полигоне в промышленных условиях. Расчеты показали технико-экономическую и экологическую эффективность подземного складирования хвостов, которая заключается в удешевлении концентрата при закладке по сравнению со складированием хвостов на поверхности, а также уменьшении засоренности поверхности отходами.