Разработка шахтного поля в условиях шахты «Кальинская» ОАО «Севуралбокситруда»

метки: Шахтный, Подземный, Строительство, Работа, Процесс, Воздух, Штанга, Заряжание

Параметры камер и междукамерных целиков определяются согласно «Руководству по выбору конструктивных параметров камерно-столбовой системы разработки на шахтах ОАО «Севуралбокситруда»,1997г. или рассчитываются по «Методическим указаниям…».

Поддержание горных выработок осуществляется штанговой крепью.

Транспортировка горной массы в зависимости от типа применяемого оборудования осуществляется скреперными установками или ПДМ с ДВС.

Бурение шпуров производится ручными перфораторами при подготовке блока на скреперное оборудование и самоходными буровыми установками или ручными перфораторами при применении ПДМ с ДВС.

Проветривание горных выработок осуществляется за счёт общешахтной депрессии и в отдельных случаях (тупиковые выработки, нарезные или очистные, где нет возможности проветривания за счёт общешахтной депрессии) вентиляторами местного проветривания.

Подготовка блока.

Блок подготавливается полевым откаточным штреком, из которого, до рудного тела проходят орты заезды.

Из орта-заезда проходят рудный и полевой восстающие. Рудный восстающий проходят в каждом блоке; полевой восстающий, при высоте этажа 90 м, тоже в каждом блоке. Каждый этаж делится на подэтажи через 45м. На подэтажах проходят панельные штреки.

Параметры блока.

Длина блока — 80 м;

• Целики располагаются по сетке — 8,5 х8,5 м;
• Размер целиков — 3,5 х3,5 м.

Очистные работы.

Отбойка руды производится шпурами, которые бурятся перфораторами ПР-30К. Очистные работы ведутся в два слоя, по 2,5-3 м; количество слоев может увеличиваться с увеличением мощности залежи. По очистному пространству руда, до рудоспусков, доставляется лебедками 30ЛС-2С и 55ЛС-2С. Применяемая взрывчатка Аммонит № 6ЖВ.

Крепление.

Крепление кровли осуществляется клино-щелевыми штангами по сетке 1,5х1,5 м, а в центре квадрата устанавливается ж/б штанга. На сопряжениях выработок ставят «подвеску» 9 штанг длиной 4,5 м, по сетке 1,5х1,5 м, а в центе каждого квадрата ж/б штанги.

4.7 Расчёт параметров системы

Расчёт допустимых пролётов между целиками

Расчёт производим по «Методическим указаниям по определению размеров камер и целиков при подземной разработке руд цветных металлов»,Чита, 1988г. по формуле :

Вскрытие и подготовка рудных месторождений. Форма и размеры поперечного ...

... или блоки; б) нарезных работ - проведения выработок, необходимых для извлечения полезного ископаемого, на этих участках или в блоках. При строительстве рудника все стадии осуществляются ... Максимальные размеры шахтного поля ограничиваются пределами рационального управления производством крупного масштаба. Специфика горного производства такова, что руководящий состав несёт ответственность не ...

, (4.21.)

где:

• предел прочности нижнего несущего слоя пород в кровле камер на изгиб, МПа, = 15 МПа;
• мощность нижнего несущего слоя пород в кровле камер, м, = 0,1м (по классификации института Унипромедь» пород кровли месторождений СУБРа);
• объёмный вес пород, нижнего несущего слоя, МН/м3, = 0,027 МН/м3;
• коэффициент пригрузки, принимаемый в зависимости от соотношения ;
• = 1,0;
• при 0,5 ,

где:

• мощность нижнего несущего слоя пород (руд) в кровле камеры, м (за мощность нижнего несущего слоя принимаем максимальное значение мощности слоя пород кровли );
• средняя толщина пригружающих слоёв, м (среднюю толщину пригружающих слоёв принимаем равной средней мощности прослоя;
• коэффициент запаса прочности, kзап =1,5 по рекомендации института «Унипромедь».

Подставляя численные значения в формулу, получим:

Расчёт стороны целика

Расчёт целиков производится по допускаемым напряжениям сжатия, развивающимся в среднем, наиболее слабом сечении.

, (4.22.)

где:

• ширина целика, м, = 3,5 (принимаем для расчёта);
• длина целика по падению рудного тела, принимаем длину целика равную = 3,5м;
• прочность пород налегающей толщи при сжатии, МПа, = 60,0 МПа;
• коэффициент структурного ослабления, учитывающий снижение прочности пород в массиве по отношению к их прочности в образце, = 0,45;
• коэффициент, учитывающий влияние времени на несущую способность целика или кровли камеры, = 0,8;
• коэффициент формы целика, учитывающий влияние на его несущую способность параметров целика в сечении, соответствующем направлению нагрузки на целик, = 1,0;
• коэффициент формы целика, учитывающий влияние на его несущую способность соотношения параметров в плане, = 0,58;
• коэффициент нагрузки, учитывающий долю веса пород налегающей толщи, воспринимаемую целиком, = 0,7;
• коэффициент, учитывающий влияние угла падения залежи на величину нагрузки, приходящейся на целик, = 0,98;
• средний объёмный вес налегающей толщи пород, = 0,027МН/м3;
• Н| — высота свода давления, м.

H| = 0,6L + 0,035H, (4.23.)

где: L — расстояние между опорами, принимаем L = 80м длине блока по простиранию; Н — глубина работ, Н=1000м;

• H| = 0,6*80 + 0,035*1000 = 83 метра. На основании многолетних исследований и НИР проведённых институтом «Унипромедь», установлено, что высота свода давления на опорные целики в условиях месторождений СУБРа имеет определённую зависимость и определяется из выражения H| = 0,6L + 0,035H;
• ширина камеры, м;
• расстояние между целиками в направлении длины камеры, м;
• коэффициент запаса прочности.

Решив уравнение относительно получим:

Из расчётов видно, что целик шириной 3,5 при ширине камеры 5,0 метров будет устойчив.

Расчет геологических запасов блока

Геологические запасы блока определяются по формуле:

Vбл=L*B*mн*j, (4.23.)

где: Vбл — геологические запасы руды в блоке, т;

• L — длина блока по простиранию, м, L=80;

В — длина блока по восстанию, м, эта длина определяется по формуле:

, (4.24.)

где: Нэ — высота этажа, Нэ=90 м;

• б — угол падения рудного тела, град., б=28о

180м.

mн — нормальная средняя мощность рудного тела, mн=5,7 м;

• плотнсть руды, = 2,7 т/м3,

Vбл=80*180*5,7*2,7= 132,0 тыс. т.

Следовательно, геологические запасы руды в блоке составляют 132,0 тысяч тонн.

4.8 Выбор метода отработки и схем механизации

В соответствии с принятой системой разработки блок отрабатывается двухстадийно:

В первую очередь отрабатываются первичные камеры, после отработки которых, производят закладку выработанного пространства.

Вторичные камеры отрабатывают после достижения закладкой в первичных камерах необходимого предела прочности.

Выемка камерных запасов производится в две стадии:

I стадия — отработка верхней части камеры с высотой слоя в 3 метра.

II стадия — отработка оставшейся части камеры почвоуступными забоями с высотой забоя в 2 метра.

При данном методе отработки блока принимаются следующие схемы механизации основных производственных процессов:

Буровые работы — шпуровое бурение ручными перфораторами типа ПР-30К с диаметром шпуров 40 мм.

Заряжание шпуров — ручное. Применяемый тип ВВ — аммонит №6 ЖВ патронированный. Способ инициирования СИНВ-ШI или электрический.

Выпуск и доставка руды — скреперная. На выпуске из камеры на рудный восстающий применяем скреперную лебёдку 30ЛС-2С. На доставке из восстающего до рудоспуска используем скреперную лебедку 55ЛС-2С.

Вторичное дробление негабаритных кусков руды — осуществляется при помощи накладных зарядов в очистном пространстве.

Крепление — все подготовительно-нарезные и очистные выработки крепятся железобетонными штангами в кровле. Бока камер крепят клино-целевыми штангами с плахами через 1,3 метра. Отставание от забоя не более 5 метров. Кровля обуривания — телескопными перфораторами ПТ-48.

При работе в блоке одновременно двух бригад ГРОЗ принимаем следующий комплекс оборудования на очистные работы.

Таблица 5 Комплекс оборудования на отработку блока

Наименование оборудования	Количество
Скреперная лебедка 30ЛС-2С	4
Скреперная лебедка 55ЛС-2С	1
Перфоратор ручной ПР-30К	8
Перфоратор телескопный ПТ-48	4

4.9 Выбор способа подготовки блока

При подготовке блока необходимо применить полевую подготовку, которая по сравнению с рудной более трудоемка и сопряжена с большим объемом горных работ. Однако при ней улучшаются условия проветривания, откатки горной массы, доставки материалов. Обеспечиваются условия для более производительной и безопасной работы.

Схема способа подготовки блока такова: каждый блок готовится одним полевым откаточным штреком, который в свою очередь связан ортом заездом. Орт-заезд проходится до висячего бока рудного тела, от него проходятся соединительные выработки с другими ортами. Орт заезд связан с зоной очистных работ с помощью рудоспусков. В лежачем боку, на расстоянии от границы рудного тела не менее 10 м до сбойки с выработками вентиляционного горизонта, проходится полевой вентиляционный восстающий. В рудном теле на границе контакта руды с породами висячего бока проводится рудный восстающий, открывающий доступ к камерам, и, по которому руда доставляется до рудоспусков. Нарезные работы заключаются в проведении вентиляционно-закладочных ходков из флангового рудного восстающего до полевого восстающего, а также камеры скреперной лебедки в центральном рудном восстающем.

Полный состав и объем подготовительных и нарезных выработок представлен в таблице 6.

В ходе очистной выемки при отработке первичных камер осуществляется углубление восстающего.

Объем подготовительных и нарезных выработок, приходящихся на 1000 т готовых к выемке запасов руды, будет составлять:

, (4.23.)

• (4.24.)

4.10 Расчет количества рудной массы в блоке

Таблица 6 Объем подготовительно-нарезных выработок в блоке

Наименование выработок	Число выработок	Размеры	Длина, м	Объем, м3	Плотность руды, т/м3	Извлекаемые запасы, т
		Ширина, м	Высота, м	Сечение м2	По руде	По породе	Всего	По руде	По породе	Всего
I. Подготовительные 1.Откаточный штрек	1	4,5	3,2	13,6	—	80	80	—	1088	1088	—	—
2.Орт-заезд	1	4,0	3,2	10,4	10	135	145	104	1404	1508	2,75	286
3.Материальный штрек	1	3,5	3,0	9,6	80	—	80	768	—	768	2,75	2112
4.Полевой восстающий	1	3,0	3,0	8,8	—	120	120	—	1056	1056	—	—
5.Рудный восстающий	2	3,0	3,0	8,8	240	—	240	2112	—	2112	2,75	5808
6.Соединительная выработка	1	4,0	3,2	10,4	—	76	76	—	790	790	—	—
ИТОГО:	—	—	—	—	330	411	741	2984	4338	7322	—	8206
II.Нарезные 1.Рудоспуск	3	2*1,5	—	3,0	6	60	66	18	180	198	2,75	50
2.Вентиляционно- закладочный ходок	2	3,0	2,7	8,0	—	80	80	—	640	640	—	—
3.Камера скреперной лебедки	1	—	—	—	—	—	—	3,4	—	3,4	2,75	9,0
ИТОГО	—	—	—	—	6	140	146	21	820	841	—	59
ВСЕГО	—	—	—	—	336	551	887	3005	5158	8163	—	8265

Таблица 7 Количество добываемой рудной массы из блока

Вид работ	Промышленные запасы блока, т	Коэффициент потерь, доли ед.	Количественные потери, т	Коэффициент извлечения, доли ед.	Извлекаемые Запасы руды, т	Коэффициент разубоживания, доли ед.	Кол-во пустой породы, примешваемой к руде, т	Кол-во добываемой рудной массы, т	Доля стадии в кол-ве добываемой рудной массы, %
Очистные работы	123735	0,04	4950	0,96	118785	0,03	3564	122349	93,7
Подготовительно-нарезные работы	8265	0,035	290	0,965	7975	0,02	160	8135	6,3
Всего по блоку	132000	0,037	5240	0,963	126760	0,025	3724	130484	100

4.11 Определение порядка отработки и состав процессов

Камерно-столбовая система разработки применяется на участках с мощностью залежи до 8,5 м и устойчивой кровлей, позволяющей применять анкерное крепление. Общая отработка блоков ведется сверху вниз, выемка панелей — от флангов к центру. Панели отрабатываются камерами шириной 4-7 м. Кровля поддерживается целиками с размером сторон от 3 до 8 м. Параметры обнажения кровли и размеры опорных целиков рассчитываются с учетом геологических условий, глубины горных работ, физико-механических свойств руд и вмещающих пород.

4.12 Расчет процесса выпуска и доставки руды

1.Общий расход электроэнергии (кВт/ч) определяется по формуле:

, (4.24.)

где: Qэ1 — расход электроэнергии скреперной лебедкой 55ЛС-2С на восстающем;

• Qэ2 — расход электроэнергии скреперной лебедкой 30ЛС-2С расположенной в камере.

Расход электроэнергии определяется по следующей формуле:

, (4.25.)

где: Nдв — мощность электродвигателя лебедки, кВт;

• Nдв1=55 кВт, Nдв2=30 кВт;
• tд — общее время работы машины, ч;
• Кдм — коэффициент использования мощности электродвигателя, Кдм=0,8;
• здв — номинальный КПД электродвигателя, здв=0,85;
• Кдв — коэффициент, учитывающий чистое время работы электродвигателя в течение смены, Кдв=0,65.

Общее время работы лебедки составляет:

, (4.26.)

где: ?D — суммарное количество доставаемой рудной массы, т;

?D1=122350, ?D2=30588

; ;

2.Удельный расход электроэнергии на тонну рудной массы по процессу выпуска и доставки:

, (4.27.)

3.Расход стали (кг) на доставку рудной массы:

, (4.28)

где: qc — расход стали на 1000 т доставленной рудной массы, qc=44.

4.Удельный расход стали на тонну рудной массы:

; (4.29.)

5.Расход канатов на доставку рудной массы:

, (4.30.)

где: qк — расход канатов на 1000 т рудной массы, qк=33 кг/1000т,

6.Удельный расход канатов (кг/т):

, (4.31.)

4.13 Расчет процесса крепления выработанного пространства

Состав работы при креплении горных выработок штанговой крепью: осмотр рабочего места и приведение его в безопасное состояние, подноска инструмента, элементов крепи (штанги, подхваты, затяжка, подкладка, гайка), зачистка рабочего места, перестановка перфоратора при переходе для установки следующей штанги, установка и забивка штанг, установка металлических прокладок, навинчивание и затягивание гаек, уборка рабочего места и инструмента.

1.При креплении кровли используются клинощелевые штанги. Схема размещения клинощелевых штанг при креплении составляет 1,0*1,0 м2. Общее количество штанг, используемых в блоке равно площади обнажения кровли блока:

, (4.32.)

где: hэ — высота этажа, hэ=90 м;

• lбл — длина блока по простиранию, lбл=80 м;

2.Удельный расход штанг:

, (4.33.)

3.Расход сжатого воздуха при бурении телескопными перфораторами под клинощелевые штанги составляет:

, (4.34.)

где: qбс’ — расход сжатого воздуха перфоратором, qбс=4 м3/мин;

• tб’ — общее время бурения шпуров, мин;
• К1′ — коэффициент, учитывающий увеличение расхода воздуха перфоратором за счет износа, К1’=1,1;

• К2′ — коэффициент, учитывающий утечку воздуха, К2’=1,2;

• Кис’ — коэффициент использования перфоратора во времени, Кис’=0,6.

Общее время бурения (мин) шпуров определяется как:

где: l’ — суммарная длина шпуров под штанги, м.

где: lшп — длина шпура под штангу, lшп=1,6 м,

;

• lп — производительность перфоратора, lп=75 м/см;

4.Удельный расход сжатого воздуха (м3/т):

, (4.35.)

5.Общий удельный расход сжатого воздуха (м3/т) на очистных работах равен:

, (4.36.)

4.14 Организация работ в выемочном блоке

4.14.1 Расчет продолжительности цикла и производственных процессов при отработке подсечного слоя

При отработке I стадии камеры (подсечного слоя), цикл состоит из следующих процессов:

Уборка отбитой рудной массы из камеры

Крепление клинощелевыми штангами

бурение под железобетонные штанги

Обуривание забоя

Заряжание и взрывание

Проветривание

1.Продолжительность уборки рудной массы из камеры на восстающий составляет:

, (4.37.)

где: nуб — норма времени на уборку рудной массы из камеры;

• nуб=0,136 чел.час/м3, nуб=0,0194 чел.см/м3 (при 7 часовой смене);

• Vр — объем рудной массы, Vр=27 м3.

2.Продолжительность крепления клинощелевыми штангами составляет:

, (4.38.)

где: nкр — норма времени на крепление 1 клинощелевой штанги;

• nкр= 0,05 чел.см/шт;

Nкщ — количество штанг, устанавливаемых за 1 цикл, Nкщ= 9 шт,

3.Продолжительность бурения под железобетонные штанги:

, (4.39.)

где: nжб — норма времени на бурение под одну железобетонную штангу, nжб= 0,035 чел.см/шт;

Nжб — количество железобетонных штанг, устанавливаемых за 1 цикл, Nжб= 8 шт,

4.Продолжительность обуривание забоя составляет:

, (4.40.)

где: nбур — норма времени на обуривание забоя, nбур=0,032 чел.см/м3

5.Время на заряжание составляет:

, (4.41.)

где: N — количество шпуров в забое, N=28 шт.;

• tш — время на заряжание одного шпура, tш= 0,035 ч;

nзр — число заряжающих рабочих, nзр = 2

6.Время на проветривание составляет 0,5 ч.

7.Суммарная трудоемкость на один цикл будет равна сумме трудоемкостей по рабочим процессам:

(4.42.)

Принимаем число рабочих в забое — 2 человека, а количество циклов в смену — 1.

8.Определяется процент выполнения нормы времени:

; (4.43.)

где: n1 — принятое число рабочих на цикл, n1 = 2;

9.Продолжительность выполнения отдельных рабочих процессов составляет:

, (4.44.)

где: Т — трудоемкость одного процесса, чел.см;

• tсм — продолжительность смены, tсм= 7 ч;
• n2 — количество рабочих занятых данной операцией;
• к1 — коэффициент выполнения нормы, к1 = к*0,01 = 1,06;

Фактическое время цикла:

, (4.45.)

Т.к. фактическое время цикла больше чем смена, то увеличим коэффициент выполнения нормы к1 до 1,2

Т.к. время вспомогательных процессов (заряжание и проветривание) учтено в нормах времени, то удельный вес основных рабочих процессов определяется по формуле:

, (4.46.)

Тогда чистое время выполнения рабочих процессов определяется из выражения:

, (4.47.)

Теперь строится график цикличности, см. ниже (табл.8).

4.14.2 Расчет продолжительности производственных процессов при отработке II стадии камеры

При отработке камерных запасов II стадии (разрезного слоя),цикл состоит из следующих процессов: Уборка отбитой рудной массы из камеры

Крепление стенок камеры клинощелевыми штангами со шкалой

Подтягивание гаек

Обуривание забоя

Заряжание и взрывание

Проветривание

1.Продолжительность уборки рудной массы:

, (4.48.)

где: nуб — норма времени на уборку рудной массы из камеры, nуб = 0,136 чел.час/м3, nуб = 0,0194 чел.см/м3(при 7 часовой смене);

• Vр — объем рудной массы, Vр=18,36 м3 ;

2.Продолжительность крепления клинощелевыми штангами составляет:

• где nкр — норма времени на крепление 1 клинощелевой штанги, nкр=0,051 чел.см/шт;
• Nкщ — количество штанг, устанавливаемых за 1 цикл, Nкщ=3 шт;
• .

3.Продолжительность процесса подтяжки гаек:

, (4.49.)

где: nпг — норма времени на подтягивание гаек, nпг = 0,014; Nг — количество гаек, подтягиваемых за 1 смену, Nг = 4 шт;

4.Продолжительность обуривание забоя составляет:

, (4.50.)

где: nбур — норма времени на обуривание забоя, nбур= 0,024 чел.см/м3;

5.Время на заряжание принимаем равным 0,5 ч. 6.Время на проветривание составляет 0,5 ч. 7.Суммарная трудоемкость на один цикл будет равна сумме трудоемкостей по рабочим процессам:

, (4.51.)

При числе рабочих в забое равном 2 суммарная трудоемкость будет недостаточна для выполнения нормы времени, поэтому увеличиваем длину шпуров до 2,4 м, соответственно увеличится объем обуриваемой рудной массы и продолжительность уборки рудной массы из камеры.

8.Новая продолжительность уборки составит:

, (4.52.)

где: Vр’ — увеличенный объем рудной массы, V’р=24,5 м3;

9.Новая продолжительность обуривания забоя составит:

, (4.53.)

10.Продолжительность выполнения отдельных рабочих процессов с учетом коэффициента выполнения нормы n = 1,0 составит:

, (4.54.)

где Т — трудоемкость одного процесса, чел.см;

• tсм — продолжительность смены, tсм=7 ч,;
• n2 — количество рабочих занятых данной операцией;

Фактическое время цикла:

, (4.55.)

Т.к. заряжание будет производиться во время смены, а проветривание — в межсменный перерыв, то удельный вес основных рабочих процессов составит:

, (4.56.)

Тогда чистое время выполнения рабочих процессов определяется из выражения:

, (4.57.)

График цикличности при отработке разрезного слоя отображен в табл.9

Таблица 8. График цикличности на отработку подсечного слоя (I стадия)

Наименование работ	Ед. измерения	Кол-во единиц	Продолжительность работ, ч	Смена	Перерыв
				1	2	3	4	5	6	7
Уборка породы	м3	27	2,58
Крепление к/щ штангами	шт	9	1,13
Бурение под ж/б штанги	шт	8	0,7
Обуривание забоя	м3	27	2,15
Заряжание	шт	28	0,5
Проветривание	—	—	0,5

Уходка забоя за цикл — 1,5м, уходка забоя за смену — 1,5м, уходка забоя за сутки — 4,5м, время отработки подсечного слоя в камере — 9 суток.

Таблица 9 График цикличности на отработку разрезного слоя (II стадия)

Наименование работ	Ед. измерения		Продолжительность работ, ч	Смена	Перерыв
				1	2	3	4	5	6	7
Уборка породы	м3	24,5	3,65
Крепление к/щ штангами	шт	3	0,49
Подтягивание гаек	шт	4	0,19
Обуривание забоя	м3	24,5	2,25
Заряжание	шт	24	0,5
Проветривание	—	—	0,5

Уход забоя за смену — 2,28 м, уход забоя за сутки — 6,84 м, время отработки разрезного слоя — 6 суток.

4.15 Вопросы безопасности работ

1.Очистная выемка должна вестись в соответствии с проектом данного варианта системы разработки.

2.При обнаружении нарушений в целике и кровле, снижающих их устойчивость, дальнейшая работа должна быть прекращена до выполнения необходимых мероприятий по обеспечению устойчивости кровли и целиков.

3.Все выработки выпуска (рудоспуски) должны быть заполнены рудой и иметь грохотную решетку.

4.Запрещается входить в отработанные камеры, для чего их входы закрываются.

4.19 Технико-экономические показатели по системе разработки

Таблица 10 Технико-экономические показатели камерно-столбовой системы разработки

Показатели	Расчетные данные
Параметры блока: высота этажа, м	90
длина блока по простиранию, м	80
нормальная мощность, м	5,7
Угол падения рудного тела в пределах блока, град.	28
Промышленные запасы руды в блоке, тыс. т	132150
Запасы рудной массы в блоке, тыс. т	112700
Среднее значение потерь по блоку, доли ед.	0,18
Среднее значение разубоживания по блоку, доли ед.	0,04
Длина подготовительно-нарезных выработок на 1000 т запасов руды в блоке, м/1000т	10,0
Выход рудной массы на 1 м шпура, т/м	1,29
Расход электроэнергии на 1 т рудной массы, кВтч/т	1,43
Расход сжатого воздуха на 1 т рудной массы, м3/т	13
Средняя производительность труда забойной группы, т/см	102,36
Средняя производительность блока, т/мес	15600
Применяемое оборудование при очистной выемке: скреперная лебедка 55ЛС-2С, шт	1
скреперная лебедка 30ЛС-2С, шт	4
перфоратор ручной ПР-30К, шт	8
перфоратор телескопный ПТ-48, шт	4

5. Современное состояние горных работ

ОАО “Севуралбокситруда” ведет разработку четырех бокситовых месторождений: “Красная Шапочка”, “Кальинское”, “Ново-Кальинское” и “Черемуховское”. Месторождения простираются на север от г. Североуральска на 30км и разделены между собой крупноамплитудными тектоническими нарушениями субширотного, реже субмеридионального простирания с крутыми углами плоскостей сместителя (600 ? 900).

Отработка месторождений ведется пятью вертикальными шахтными комплексами: шахта 16-16бис, шахта 15-15бис, шахта 14-14бис, шахта «Кальинская», шахта «Черемуховская» и в июле 2005г. введена в эксплуатацию шахта «Ново-Кальинская». Каждый шахтный комплекс состоит из 2-3 центрально расположенных эксплуатационных стволов и двух фланговых вентиляционных. Очистные работы сегодня ведутся на глубине 700?1000м, горноподготовительные — на глубине 800?1100м.

Гидрогеологические условия бокситовых месторождений являются исключительно сложными и определяются закарстованностью и тектонической раздробленностью рудовмещающих пород. По величине водопритоков месторождения относятся к числу наиболее обводненных в мире.

Достаточно сказать, что шахтными водоотливами и дренажными узлами ежегодно откачивается 150-200 млн.м3 воды. Протяженность карстового района с юга на север составляет около 50 км, с запада на восток 3-18 км, площадь составляет около 500 км2. Формирование водопритоков в горные выработки, в основном, происходит за счет поглощения атмосферных осадков и вод рек, пересекающих карстовую область.

Месторождения Североуральского бассейна являются одними из самых удароопасных среди разрабатываемых рудных месторождений. Впервые горные удары в действующих выработках шахт отмечены в начале 1970 годов на глубине 300?350м от поверхности. Ежегодно сейсмической аппаратурой регистрируется более 1000 сейсмических проявлений, в том числе до 50 мощных с энергией 105 Дж и более. Горные удары обладают большой разрушительной силой, представляют большую опасность для работающих в шахте, стали серьезным фактором, осложняющим ведение горных работ.

5.1 Общая организация работы шахты

Общая организация работ при отработке запасов на глубоких горизонтах в соответствии с ТЭО дальнейшего развития ОАО «СУБР» принимается:

• Число рабочих дней в году — 251;
• Число рабочих смен в сутки — 3;
• Продолжительность рабочей смены — 7,2;

Продолжительность рабочей недели:

на подземных работах — 36 часов,

на поверхности — 40 часов.

На некоторых участках, цехах (водоотлив, шахтный подъем и т.п.) ввиду специфики производства принят непрерывный скользящий график.

Основной задачей рациональной организации работ на поверхности является обеспечение запланированной годовой производительности шахты. Деятельность шахты связана с непрерывным снабжением материалами, инструментами, оборудованием и т. д.

Часовой перерыв между сменами используется для профилактических и ремонтных работ. Это время также необходимо для подъёма и спуска людей, доставки их на рабочие места.

Очистная выемка осуществляется комплексной бригадой в составе 12-24 человек. Бригада распределена на три звена. В каждом звене обязательно наличие горнорабочих, имеющих право на управление буровыми, погрузочными и доставочными машинами.

Руда из блоков выдаётся в течение всех трёх смен. Заряжание, взрывание и проветривание при массовых взрывах производится с выводом всех людей, не занятых заряжанием и взрыванием, в безопасное место. Оплата труда трудящихся сдельно-премиальная, иногда аккордная.

Для производства текущего ремонта транспортного и добычного оборудования, один раз в месяц принимается суточный остановочный режим. Для производства капитального ремонта основного оборудования применяется 15-ти суточный капитальный ремонт.

Отпуск материалов со склада на участки осуществляется по требованию начальников соответствующих участков. Материалы, многократно потребляемые в течение месяца, отпускаются по соответствующим лимитам.

Рабочие работают по принятому режиму работы шахты в соответствии с утвержденным трудовым распорядком.

В соответствии с требованиями ЕПБ «подземные» и ЕПБ при ВР взрывные работы проводятся по графику, разработанному и утвержденному на шахте и обеспечивающему необходимое время для полного проветривания подземных горных выработок.

5.2 Годовая производительность шахты и срок существования

Годовая производительность шахты при отработке запасов ниже гор.-860 м (в интервале глубин — 860… — 1200 м) определяется по горным возможностям, исходя из оптимального использования площадей:

Ап = Vп

• Sф
• г
• Ккол , (6.58.)

где: Vп — среднегодовое понижение условного горизонта выемки, м/год;

• Vп = 16,4 м/год;
• Sф — площадь условного фронта работ, м2;

Sф = Вш

• m
• Кн , (6.59.)

где: Вш — ширина шахтного поля, м; Вш = 3500 м;

• m — средневзвешенная по площади мощность залежи, м;
• m = 5,07 м;

• Кн — коэффициент, учитывающий одновременное ведение работ на двух горизонтах;
• Кн = 1,35;

• г — плотность руды, т/м3;
• г = 2,85 т/м3;

• Ккол — коэффициент, учитывающий извлечение количества руды;
• Ккол = 0,90;

• Ап = 16,4* 3500* 5,07* 1,35 *2,85 * 0,90 = 1008,0тыс.

Принимаем 1000 тыс. тонн/год.

Учитывая то, что шахта “Кальинская” в последние 15 лет стабильно добывает около 1000 тыс. тонн/год, под эту мощность построены АБК, набрана необходимая штатная численность трудящихся, запроектированы и построены необходимые технические мощности (подъёмы, вентиляция, водоотлив и т.д.) проектную мощность в объёме 1000 тыс. тонн/год следует считать вполне обоснованной.

Время на отработку разведанных запасов месторождения до глубины минус 1220м, определится по формуле:

Т = t1 + t2 + t3 , (6.60.)

где: t1 — время ввода месторождения в эксплуатацию до момента достижения производственной мощности, t1 = 0, так как шахта уже действующая;

• t2 — время существования шахты с расчётной производительностью;
• t3 — время свёртывания и затухания горных работ, t3 = 2-4 года.

t2 = Q * Kи/Аг * (1-Кп), (6.61.)

где: Q — величина промышленных запасов , Q = 28104 тыс.т.;

• Ки — коэффициент извлечения, Ки = 0,9;
• Аг — годовая производительность шахты, млн.т/год;
• где: Н — высота между работающим горизонтом и глубиной разведанных запасов, м;
• Lпр — длина рудного тела по простиранию (приведённая);
• t2 = 28104000 * 0,9/1000000 * (1-0,02) = 25 лет.

Общее время отработки разведанных запасов месторождения до глубины по проекту (минус 1220м) составит:

Т = 0 + 25 + 3 = 28 лет.

5.3 Шахтный транспорт

Основываясь на многолетнем опыте работ горнодобывающих предприятий СУБРа и эффективного использования внутришахтного транспорта, проектом принимаем широко опробованную и наиболее приемлемую схему транспортных средств шахты «Кальинская», т.е. существующая.

Проектом предусматривается следующая схема подземного транспорта по выдаче горной массы. С гор. -950 м; -1040 м; -1130 м и -1220 м руда и порода выдается уклонами на базовый гор. -860 м, откатывается ко 2-му скиповому стволу и выдается на поверхность.

Для выдачи породы с гор. -950 м; -1040 м; -1130 м и -1220 м проектом закладывается с базового гор. -860 м породо-материальный уклон (ПМУ), оборудованный двухконцевым подъемом со скипами емкостью 5 м3.

Для выдачи руды с гор. -950 м; -1040 м; -1130 м и -1220 м проектом закладываются с базового гор. -860 м рудные уклоны (РУ № 1, РУ№ 2), оборудованные двухконцевыми подъемами со скипами емкостью 5 м3.

Для строительства гор. -950 м; -1040 м; -1130 м и -1220 м проектом предусматривается скипо-клетевой строительный уклон (СКСУ), оборудованный двумя подъемами: скиповым со скипом емк. 3,2 м3, клетевым с вагонетками типа ВЛНI-15-900. После окончания строительства гор. -1220 м. СКСУ переоборудуется на двухконцевой подъем со скипами емкостью 5 м3, которые и используются для выдачи руды с гор. -1220 м на базовый гор. -860 м. Возможен вариант выдачи руды одноконцевым подъемом скипом емк. 3,2 м3.

В рудоулавливающем узле на отм. -950 м предусматривается контактный электровоз для перевозки вагонеток с просыпью до грузового уклона. Погрузка просыпи проектируется с помощью погрузочной машины ППН-1С.

Выдача просыпи из рудоулавливающего узла (отм. -950 м) на гор. -860 м предусматривается скиповым подъемом грузового уклона.

Спуск людей, материалов, оборудования, ВВ в шахту на базовый горизонт -860 м осуществляется клетевыми подъемами вспомогательного ствола № 13бис. Доставка людей по горизонтам предусматривается в пассажирских вагонетках ВП-18. ВВ и ВМ доставляются в специальных вагонетках в соответствии с ЕПБ при взрывных работах.

Крупногабаритное оборудование и длиномерные материалы (рельсы, трубы) с поверхности по стволу 7Н опускаются до гор. -415 м, рельсовым транспортом перевозятся к наклонному стволу 7Н-2 и грузовым подъемом, оборудованным лебедкой ЛПЭП 25 и грузовой платформой РЮ-37, спускаются на нижележащие горизонты. В сопряжении наклонного ствола 7Н-2 с нижележащими горизонтами навешиваются по 2 электрических тали грузоподъемностью 10 т для перегрузки тяжелого оборудования.

Для текущего ремонта электровозов, смазки и ремонта вагонеток на каждом эксплуатационном горизонте оборудуется камера осмотра и ремонта электровозов и подвижного состава. Камера оборудована двумя электрическими талями грузоподъемностью 10 т и 3,2 т, смотровой ямой, предусмотрены ниши запасных частей и оборудования, горюче-смазочных материалов, установка вентилятора ВОЭ-5 для усиленного проветривания при проведении сварочных работ. Сварочные работы в камере допускаются с разрешения гл. инженера шахты. Для отсоса пыли от заточного станка проектом предусматривается установка пылеулавливающего агрегата типа ПА-218. Ванна для мойки деталей моющей жидкостью оборудована отдельной вытяжной вентиляцией. Камера осмотра и ремонта электровозов и подвижного состава оборудуется системой автоматического пожаротушения и сигнализации по проекту № УК-11-1-3/00-ПР, выполненному специализированной организацией ООО НПП «Уралкомплекс».

Пути на штреках и околоствольных дворах укладываются из рельс РЗЗ. Средний уклон пути на откаточных горизонтах 0,004 в сторону околоствольного двора. Стрелочные переводы приняты с крестовиной марки М 1/5.

Перевозка людей по подземным выработкам производится в специальных пассажирских вагонетках вместимостью 18 человек.

Для посадки людей и отстоя составов на приемных площадках укладывается специальный путь с посадочной площадкой. Откаточные пути оборудуются световой сигнализацией, дистанционным управлением стрелочными переводами из кабины движущегося электровоза, ВЧ связью машинистов с диспетчером, что обеспечивает безопасную и ритмичную работу подземного транспорта.

5.4 Шахтный подъем

Кальинское месторождение бокситов вскрыто двумя вертикальными стволами, пройденными в центре шахтного поля.

Главный ствол оборудован башенным копром, где установлены две многоканатные подъёмные машины. Подъёмы двухскиповые.

Вспомогательный ствол также оборудован башенным копром, где смонтированы две многоканатные подъёмные машины. Подъёмы клетевые — клеть с противовесом.

В схеме управления подъёмной установки должны быть: защита и блокировка, вызывающие предохранительное торможение, от переподъёма сосуда; износа тормозных колодок сверх нормы, самопроизвольного обратного кода машины, увеличения вдвое против расчётного периода пуска, замедления или затягивания, повреждения электрической цепи управления рабочим тормозом или повреждения механического привода электрического ограничителя скорости, замыкания в цепях управления и защиты. Блокировка и защита предохраняют загрузочные устройства от самопроизвольного выхода из защемления муфты механизма перестановки, самопроизвольного выхода контакторов выбора направления, перехода с ручного на автоматическое управление, увеличение хода тяг тормоза, открывания стволовых дверей, проскальзывания канатов на канатоведущем шкиву.

На подъёмниках с асинхронным приводом и динамическим торможением устанавливают максимальную защиту источников постоянного тока, блокировку, обеспечивающую отключением динамического торможения при действии механического тормоза.

Выбранное электротехническое оборудование должно соответствовать действующим Правилам безопасности и Правилам технической эксплуатации.

Для людских подъёмных установок максимальная скорость регламентируется отраслевыми ПБ.

Канаты и подъёмные машины выбирают по условиям прочности с учётом требований ПБ.

5.5 Водоотлив

В настоящее время на шахтах ОАО «Севуралбокситруда» действует, в основном, трехступенчатая схема водоотлива. Основные используемые типы насосов:14М 8х4, ЦН-400-210, ЦНСГ -850-360?600, ЦНС 500-400?480. Диаметр водоотливных ставов 325, 377, 426 мм. Основная схема подключения насосов — 2 насоса на став.

В связи с тем, что переход на двухступенчатую схему водоотлива требует значительных капитальных затрат по замене водоотливных ставов и насосов, принято решение сохранить многоступенчатую схему на период дальнейшей отработки горизонтов.

На шахте «Кальинской» при отработке горизонтов до -860м откачка воды на поверхность будет производиться по трехступенчатой схеме.

На гор.-140 м остается в эксплуатации главная насосная на 6 насосов 14М 8х4 (откачка воды на поверхность).

На гор.-500м работает главная насосная на 6 насосов 14М 8х4 с откачкой воды на гор.-140м. На гор.-860м запроектирована насосная на 6 насосов ЦНС 500-480 (производительность насоса 500 м3/час, напор 480м вод. столба).

Откачка воды на гор.-500м производится по 3 ставам труб диаметром 377мм.

Проектом предполагается реконструкция насосных гор.-140м, -500м с целью замены устаревших насосов 14 М 8х4 на центробежные секционные насосы ЦНС-500-400 (480), которые неплохо себя зарекомендовали при работе на других шахтах.

При вскрытии горизонтов ниже -860 м предусматриваются следующие насосные станции:

• на гор.-950 м участковая насосная на 3 насоса ЦН-400-105 (производительность 400 м3/час, напор 105 м в. столба, мощность привода 200 квт).

  Откачка воды производится на гор. -860 м;

• на гор.-1040 м главная насосная на 4 насоса ЦН-400-210 (производительность 400 м3/час, напор 210 м в.

столба, мощность привода 400 квт).

Откачка воды производится на гор. -860 м, насосная гор. -950 м демонтируется;

— на гор.-1220 м главная насосная на 4 насоса ЦНС-300-420 (производительность 300 м3/час, напор 420 м в. столба, мощность привода 630 квт).

Откачка воды производится по 2-м ставам труб диаметром 325 мм, проложенным по уклону, оборудованному МДК. С пуском в эксплуатацию насосной гор. -1220 м, насосная гор. -1040 м выводится из эксплуатации.

5.6 Пневматическое хозяйство

Эксплуатация компрессорных установок на шахте «Кальинская» осуществляется в соответствии с «Правилами устройства и безопасной эксплуатации стационарных компрессорных установок, воздухопроводов и газопроводов» и инструкциями заводов-изготовителей. Основные положения безопасной эксплуатации стационарных компрессорных установок следующие:

• в помещениях компрессорных установок не допускается размещение аппаратуры и оборудования, технически и конструктивно не связанных с компрессорами;
• общие размеры помещения должны удовлетворять условиям безопасного обслуживания и ремонта оборудования компрессорных установок и отдельных узлов машин и аппаратов. Проходы в машинном зале должны обеспечивать возможность монтажа и обслуживания компрессоров и электродвигателей и составлять не менее 1,5 м, а расстояние между оборудованием и стенами зданий — не менее 1 м;
• двери и окна помещений компрессорных установок должны открываться наружу;
• в помещении компрессорных установок должна быть оборудована площадка для проведения ремонтных работ. Машинный зал снабжается грузоподъёмными устройствами и средствами механизации трудоёмких работ;
• в помещении компрессорных установок должны предусматриваться специальные места для хранения в закрытом виде обтирочных материалов, инструмента, прокладок и т.п., а также для хранения недельного запаса масла.

Хранение керосина, бензина и других легковоспламеняющихся жидкостей в машинном зале не допускается;

• разведение открытого огня в помещении КС строго запрещено. Производство монтажных и ремонтных работ с применением открытого огня и электросварки в помещении КС, на воздухосборниках и воздухопроводах должно осуществляться при соблюдении противопожарных мероприятий и под наблюдением ответственного лица с письменного разрешения главного инженера предприятия и представителя пожарной охраны;
• вход в помещение КС посторонним лицам запрещается;
• для разгрузки электродвигателей при пуске компрессора на нагнетательном трубопроводе перед обратным клапаном следует устанавливать выхлопной отвод с задвижкой.

Выхлопной отвод, а также продувочные отверстия масловодоотделителей, охладителей и воздухосборников выводятся из машинного зала в специально оборудованные места, исключающие загрязнение стен здания и окружающей территории маслом, выбрасываемым вместе со сжатым воздухом;

• манометры для контроля давления сжатого воздуха и охлаждающей воды должны быть снабжены трёхкодовыми клапанами. Все установленные манометры должны быть проверены и опломбированы. Проверяют манометры ежегодно;
• термометры для измерения температуры сжатого воздуха необходимо устанавливать в специальных металлических гильзах, ввернутых в трубопровод под углом в 45? навстречу потоку на глубину ѕ его диаметра, но не более 100 мм по нормали к оси трубопровода;
• количество предохранительных клапанов и их размеры должны быть такими, чтобы исключалась возможность образования давления, превышающего рабочее более чем на 15 %. Каждый предохранительный клапан снабжается приспособлением для принудительного открытия во время работы компрессорной установки;
• для смазки компрессоров применяются специальные масла, соответствующие ГОСТам и инструкциям заводов-изготовителей;
• периодическая проверка знаний обслуживающего персонала КС производится администрацией предприятия не реже одного раза в год;
• обслуживающий персонал обязан контролировать исправность компрессорной установки по показаниям приборов и визуально;

— на отдельных участках трубопроводов, где возможно скопление воды и масла должны устанавливаться линейные водоотделители с автоматической или ручной продувкой. Приспособления для продувки должны быть доступны для обслуживания. Все устройства для удаления скопляющегося в воздухопроводе масла и воды должны быть в полной исправности и регулярно проверяются.

Таблица 11 Потребители сжатого воздуха

Наименование потребителей	Расход воздуха, м3/мин	Кол-во потребителей	Экспл. коэффициенты	Расчётные показатели
			киз	кз	кп	кв	коб	V?пп, м3/мин	(g?коб)2	V?пп, м3/мин
Буровая машина	15,0	20	1,15	1,0	1,0	0,6	1,15	207	297,56	37,79
Пневмолюк	2,0	10	1,0	1,0	1,0	0,24	1,0	4,8	4	2,7
Вибратор	2,0	2	1,0	1,0	1,0	0,28	1,0	1,12	4	1,27
Перфоратор ПП-63В	3,6	20	1,0	1,0	1,0	0,46	1,0	33,12	12,96	8,02
Перфоратор ПТ-48А	4,0	10	1,0	1,0	1,0	0,51	1,0	20,4	16	6,3
Пневмопила	1,4	8	1,0	1,0	1,0	0,23	1,0	2,576	1,96	1,4
Бетоноукладчик	2,5	4	1,0	1,0	1,0	0,28	1,0	2,8	6,25	2,24
Станок НКР	6,0	4	1,15	1,0	1,0	0,6	1,15	16,56	47,61	6,76
Отбойный молоток	1,5	4	0,8	1,0	0,7	0,25	0,85	1,2	1,44	1,03
Сумма		82						289,57	391,7	66,11

5.7 Электроснабжение, освещение

Таблица 12 Мощность и количество осветительных приборов горных выработок

Наименование выработок	Длина выработки, м	Тип светильника	Расстояние между светильниками, м	Мощность светильника, Вт	Кол-во светильников, шт	Суммарная мощность, кВт
Руддвор сопряжение ствола	60	РН-200	10	200	6	1,2
Клетьевая ветвь	120	РН-200	10	200	12	2,4
Скиповая ветвь	380	РН-200	10	200	38	7,6
Посадочная площадка	90	РН-200	10	200	9	1,8
Насосная	27	РН-200	10	200	3	0,6
Подстанция	20	РН-200	10	200	2	0,4
Дозаторная	160	РН-200	10	200	16	3,2
Квершлаг	1100	РН-100	6	100	183	18,3
Полевой штрек	4000	РН-100	6	100	667	66,7
Орт-заезд	265	РН-100	6	100	44	4,4
Полевой восстающий	150	РН-100	4	100	38	3,8
Рудный восстающий	150	РН-100	4	100	38	3,8
Подэтажный штрек	100	РН-100	6	100	17	1,7
Камера скреперной лебедки	17,6	РН-100	—	100	5	0,5
Всего						116,4

5.8 Генеральный план поверхности

Наиболее существенное влияние на построение генерального плана предприятия имеют процессы транспортирования сырья, полуфабриката, эти факторы выполняются с учетом следующих основных требований:

• грузы прибытия должны по возможности без перегрузки доставляться в подвижном составе прибытия до пунктов хранения;
• погрузка продукции в подвижной состав дороги общего пользования должна производиться непосредственно из соответствующих складов;
• транспортирование грузов внутри предприятия должно осуществляться кратчайшими путями и по возможности без перегрузки;
• состав применяемого оборудования должен обеспечивать наибольшую механизацию и автоматизацию погрузочно-разгрузочных работ;
• Кальинское месторождение бокситов вскрыто двумя вертикальными стволами, пройденными в центре шахтного поля.

Главный ствол оборудован башенным копром, где установлены две многоканатных подъемных машины. Подъемы дву…