Проект массового взрыва при отработке залежи "Центральная" Риддер-Сокольного рудника

3 см - количество рабочих смен в сутки;

305 дн - количество рабочих дней в году.

Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):

N=584200/(10,0_*12,0_*3_*305)=5,4 (3)

где 584,2 т.т. - годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

10,0 т/п.м. - выход руды с 1 п.м. скважин;

12,0 п.м./см - норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

3 см - количество рабочих смен в сутки;

305 дн - количество рабочих дней в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:

N=(12964+8343)/(4,625_*105_*12)=3,6 (4)

где (12964+8343) м³ - годовые объемы горизонтальных выработок от(ГПР+НР);

4,625 м² - среднее сечение горизонтальных выработок;

105 м/мес - нормативная скорость проходки;

12 мес - количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

N=(5096+6352)/(4,2_*45_*12)=5,1 (5)

где (5096+6352) м³ - годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

4,2 м³ - среднее сечение вертикальных выработок;

45 м/мес - нормативная скорость проходки;

12 мес - количество месяцев в году.

Система этажного обрушения.

Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. -192,5

в т.ч. попутная, т.т. - 18,9

очистная, т.т. - 173,6

Горно-подготовительные, п.м. - 1087

S=4,625м² м³ - 5028

в т.ч. горизонтальн. п.м./м³ - 865/4000

вертикальные п.м./м³ - 222/1028

Нарезные работы, п.м. - 1033

S=4,625м² м³ - 4780

в .т.ч. горизонтальн. п.м./м³ - 607/2809

вертикальные п.м./м³ - 426/1971

Расчетное количество выемочных единиц:

N= 192,5/320,8=1 (1)

где 192,5 т.т. - годовая добыча по руднику данной системой;

320,8 т.т. - расчетная годовая производительность выемочной единицы по системе.

Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника по очистной добыче:

N=173600/(123,4_*3_*305)=1,6 (2)

где 173,2 т.т. - годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

123,4 т/м³ - сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

3 см - количество рабочих смен в сутки;

305 дн - количество рабочих дней в году.

Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):

N=173600/(10,0_*11,9_*3_*305)=1,6 (3)

где 173,2 т.т. - годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

10,0 т/п.м. - выход руды с 1 п.м. скважин;

11,9 п.м./см - норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

3 см - количество рабочих смен в сутки;

305 дн - количество рабочих дней в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:

N=(4000+2809)/(4,625_*105_*12)=1,2 (4)

где (4000+2809) м³ - годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);

4,625 м² - среднее сечение горизонтальных выработок;

105 м/мес - нормативная скорость проходки;

12 мес - количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

N=(1028+1971)/(4,2_*45_*12)=1,3 (5)

где (1028+1971) м³ - годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

4,2 м³ - среднее сечение вертикальных выработок;

45 м/мес - нормативная скорость проходки;

12 мес - количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГКР, промразведки и эксплоразведки:

N = V/(S_вV_nn) (6)

N_ГКР=10120/(8,43_*70_*12)=1,4

N_{пр.раз-ки}=5000/(8,33_*70_*12)=0,7

N_{экс.раз-ки}=11900/(4,15_*105_*12)=2,3

где V = 10120 м³, 5000 м³, 11900 м³ - годовые объемы ГКР, промразведки и эксплоразведки соответственно;

S_в = 8,43 м²; 8,33 м²; 4,15 м² - сечение выработок;

V_n = 70м/мес, 105 м/мес - нормативная скорость ГКР, промразведки и эксплоразведки;

n = 12 - количество месяцев в году.

3.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ

Количество воздуха, необходимое для проветривания горных работ рудника.

Расчет производится по следующим факторам:

– по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в шахте,

– по газам, образующимся при взрывных работах,

– по минимально допустимым скоростям движения воздуха.

Формулы, применяемые для расчета количества воздуха:

По наибольшему числу людей:

Q=N_*g (м³/сек) (7)

где N - наибольшее число людей;

g - норма свежего воздуха на одного человека.

По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы, системы слоевого обрушения и забой-лава):

Q=(3,4/t)_*AbV (м³/сек) (8)

где А - количество одновременно взрываемого ВВ (кг);

b - газовость применяемого ВВ (л/кг);

V - проветриваемый объем очистного забоя (м³);

t - время проветривания (сек).

По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы):

Q=(2,32/K_тt)_*AbV_k (м³/сек) (9)

где К_т - коэффициент турбулентных диффузий;

V_k - проветриваемый объем очистного забоя (м³).

По газам, образующимся при взрывных работах (проходка горизонтальных выработок):

Q=(2,25/t)_*AК_обвDS²L²/К_ут (м³/сек) (10)

где S - площадь поперечного сечения выработки (м²);

L - длина тупиковой части выработки (м);

К_обв - коэффициент, учитывающий обводненность выработки;

К_ут - коэффициент, учитывающий потери воздуха в трубопроводе.

По газам, образующимся при взрывных работах (проходка восстающих):

Q=(0,3К₁К₂/t)_*AНbS/К_утС (м³/сек) (11)

где К₁ - коэффициент, учитывающий высоту восстающего;

К₂ - коэффициент, учитывающий способ проветривания;

Н - высота восстающего (м);

С - допустимая концентрация ядовитых газов (%);

По минимально допустимым скоростям движения воздуха:

Q=vS (м³/сек) (12)

где v - минимально допустимая скорость движения воздуха.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ по плану на 2010 год приведен в таблице 3:

4. Внутришахтный транспорт

Риддер-Сокольное месторождение вскрыто 12 вертикальными стволами на глубину 460,8 м (до уровня 18 горизонта), по горизонтали - откаточными квершлагами, ортами (штреками) на основных и промежуточных горизонтах, а так же серией вертикальных и горизонтальных вентиляционных выработок, обеспечивающих проветривание всех эксплуатируемых залежей. Всего отработка ведется на 11 залежах и 11 эксплуатационных горизонтах. Транспортировка руды и породы осуществляется по 3 концентрационным горизонтам (11, 13,16) электровозами К-10, К-14 в вагонах ВГ-4,5 и ВГ-2,2. по промежуточным горизонтам транспортировка руды и породы осуществляется в вагонах УВБ-2,5 и ВГ-2,2.

В соответствии с годовым планом по добычи руды вывозка руды составляет 1800000т/г.

Расстояние от пунктов разгрузки до пунктов погрузки при движении в порожняковом направлении:

L_1п = L_k+L_п (13)

L_2п = L_k+L_ш-L_sn+L_в1+L_s (14)

L_3п = L_k+L_ш+L_в1-L_sn+L_в2+L_s (15)

L_4п = L_k+L_ш+L_в1-L_sn+L_в2+L_в3+L_s (16)

где L_k=1000м - длина квершлага;

L_n=600м - расстояние от квершлага до погрузочного пункта №1;

L_ш=750м - длина штрека;

L_sn=55м - расстояние между полевыми ортами;

L_в1 - длина первого блока;

L_в2=L_в3 - длина второго и третьего блоков;

L_s= 10м - расстояние от полевого орта до рудничной залежи.

L_1п = 1000+600 = 1600м

L_2п = 1000+750-55+70+10 = 1775м

L_3п = 1000+750-55+70+75+10 = 1850м

L_4п = 1000+750-55+70+75+75+10 = 1925м

Расстояние от пунктов погрузки до пунктов разгрузки при движении в груженом направлении:

L_1г = L_k+L_п (17)

L_2г = m+L_s+L_в1+L_ш+L_k (18)

L_3г = m+L_s+L_в1+L_в2+L_ш+L_k (19)

L_4г = m+L_s+L_в1+L_в2+L_в3+L_ш+L_k (20)

где m=35м - мощность рудного тела.

L_1г = 1000+600 = 1600м

L_2г = 35+10+70+750+1000 = 1865м

L_3г = 35+10+70+75+750+1000 = 1940м

L_4г = 35+10+70+75+75+750+1000 = 2015м

Расстояние транспортирования при движении в порожняковом направлении:

_{n n}

L_п = A_iL_in/A_i (21)

^{i=1 i=1}

L_п = (1152_*16000+1152_*1775+1152_*1850+1152_*1925)/(4_*1152) = 1787,5м

Расстояние транспортирования при движении в грузовом направлении:

_{n n}

L_г = A_iL_iА/A_i (22)

^{i=1 i=1}

L_г = (1152_*16000+1152_*1865+1152_*1940+1152_*2015)/(4_*1152) = 1855м

Средневзвешенная длина откатки:

L = (L_п+L_г)/2 (23)

L = (1787,5+1855)/2 = 1821м

Исходя из производительности рудника и средневзвешенной длины откатки принимаем вагон ВГ-4,5 с глухим не опрокидным кузовом и контактный электровоз К-14М.

ВГ-4,5:

Вместительность - 4,5 м³

Колея - 755 м

Длина по буферам - 4100 м

Ширина - 1350 м

Высота - 1550 м

Масса тары - 4,2 т

К-14М:

Сцепная масса - 14 т

Напряжение - 275 В

Количество двигателей - 2

Мощность двигателей - 46 кВт

Число секций - 1

4.1 Расчет электровозного транспорта

Фактическая грузоподъемность принятого вагона:

G = VYKн (24)

где Y - насыпная плотность руды.

G = 4,5_*2,8_*0,95 = 12т

Фактическое сопротивление движению груженого и порожнякового состава:

W_г = 10,5G^-1/3 (25)

W_п = 10,2G₀^-1/3 (26)

где G₀ - масса тары вагона.

W_г = 10,5_*12^-1/3 = 4,6н/кН

W_п = 10,2_*4,2^-1/3 = 6,3н/кН

Масса груженого поезда:

Q_г = P_cцn_c((1000g/(1000(1+j_n)j₀+(1,5W_г+i)g)-1) (27)

где n_c=1 - число секций электровоза;

=0,15 - коэффициент сцепления без подсыпки песка;

j_n=0,075 - коэффициент инерции вращающихся масс поезда;

j₀ = 0,04м/с² - ускорение при начале движения поезда;

i = 3% - уклон пути.

Q_г = 14_*1((1000_*9,8_*0,15/(1000(1+0,075)_*0,04+(1,5_*4,6+3)9,8)-1) = 109,2т

Количество вагонов в составе:

n = Q_г/(G+G₀) (28)

n = 109,2/(12+4,2) = 7 вагонов

Уточненная масса груженого состава:

Q_г = n(G₀+G) (29)

Q_г = 7(4,2+12) = 113т

Уточненная масса порожнего состава:

Q_п = nG₀ (30)

Q_п = 7_*4,2 = 29,4т

Полезная масса поезда:

Q = nG (31)

Q = 7_*12 = 84т

Сила тяги на один двигатель в период установившегося движения груженого и порожнего составов:

F_г = (g/n_gn_c)(P_cn_c+Q_г)(W_г-i) (32)

F_п = (g/n_gn_c)(P_cn_c+Q_п)(W_п-i) (33)

F_г = (9,8/2_*1)(14_*1+113)(4,6-3) = 998,8Н

F_п = (9,8/2_*1)(14_*1+29,4)(6,3-3) = 1977,7Н

Скорость груженого поезда:

V_г = 177N/(F_г+0,807V_r) (34)

где N - мощность двигателя (кВт),

V_r - скорость движения электровоза при часовом режиме (м/с).

V_г = 177_*46/(998+0,807_*3,23) = 9,2м/с

Скорость порожнего поезда:

V_п = 177N/(F_п+0,807V_r) (35)

V_п = 177_*46/(1977,7+0,807_*3,23) = 6,7м/с

Тормозная сила электровоза при механических тормозах:

В_т = 1000gP_сц (36)

В_т = 1000_*9,8_*14_*0,15 = 24696Н

Удельная тормозная сила груженого и порожнего поездов:

В_тг = В_т/(Р_сц+Q_г) (37)

В_тп = В_т/(Р_сц+Q_п) (38)

В_тг = 24696/(14+113) = 193,8Н/т

В_тп = 24696/(14+29,4) = 569Н/т

Тормозное замедление груженого и порожнего поездов;

j_тг = (В_тг+g(W_г-i)/(1000(1+j_n)) (39)

j_тп = (В_тп+g(W_п-i)/(1000(1+j_n)) (40)

j_тг = (193,8+9,8(4,6-3))/(1000(1+0,075) = 0,19м/с²

j_тп = (569+9,8(6,3-3))/(1000(1+0,075) = 0,6м/с²

Допустимая по торможению скорость груженого и порожнего поездов:

V_тг = j_тг(t₀²+(2L_т/j_тг)-t₀) (41)

V_тп = j_тп(t₀²+(2L_т/j_тп)-t₀) (42)

где t₀ = 3 - предтормозное время,

L_т = 40м - тормозной путь по ЕПБ.

V_тг = 0,19(3²+(2_*40/0,12)-3) = 2,8 м/с

V_тг = 0,6(3²+(2_*40/0,38)-3) = 4,5 м/с

Из полученных значений скорости по силе тяги и торможению принимается наименьшее:

V`_г = V_тг = 2,8 м/с

V`_п = V_тп = 4,5 м/с

Продолжительность рейса при L>1000м.

Средняя ходовая скорость груженого и порожнего поездов:

V_хг = 0,75V`_г (43)

V_хп = 0,75V`_п (44)

V_хг = 0,75_*2,8 = 2,1 м/с

V_хп = 0,75_*4,5 = 3,4 м/с

Продолжительность движения груженого и порожнего поездов:

Т_г = L/60V_хг (45)

Т_п = L/60V_хп (46)

Т_г = 1821/60_*2,1 = 14,5 мин

Т_п = 1821/60_*3,4 = 8,9 мин

Продолжительность движения в течении рейса:

Т_дв = Т_г+Т_п (47)

Т_дв = 14,5+8,9 = 23,4 мин

Время погрузки состава:

t_п = t`_пn (48)

где t`<sub>п</sub> - время погрузки одного вагона, t`_п = 2мин (ВГ-4,5).

t`_п = 2_*7 = 14 мин

Время разгрузки состава:

t_р = t`_рn/Z (49)

где t`_р - время разгрузки,

Z - число одновременно разгружаемых вагонов.

Для разгрузки принимается опрокидыватель.

t_р = 0,83_*7/2 = 2,9 мин

Полная продолжительность рейса:

Т_р = Т_дв+t_п+t_р+ (50)

где = 13мин - продолжительность маневра за 1 рейс.

Т_р = 2,34+14+2,9+13 = 55,3 мин

Проверка двигателей на нагревание при движении груженого и порожнего поездов:

А_э = (J_pQL)/K (51)

А_э = (6_*84_*1,821)/1,25 = 734,2 т км/смену

Расчетная сменная производительность электровоза:

А`_э = (1,2_*1640_*1,821)/6 = 597,3 т км/смену

Расчетный коэффициент использования электровоза за смену:

К_исп = 32/6_*6 = 0,9

Инвентарное количество вагонов для перевозки руды и породы:

N_в = К_вn(N_э+К_д) (52)

N_в = 1,25_*7(6+0,0) = 53

Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателях. На руднике преимущественно применяются круговые (роторные) вагоноопрокидыватели.

Каждый круговой вагоноопрокидыватель состоит из металлической клети механизма вращения, механизма для зацепления вагона и устройства для перекатывания вагона по платформе.

Привод механизма вращения в вагоноопрокидывателях фрикционный.

Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателе осуществляется с помощью пульта управления, находящегося в камере и дистанционного управления с подвижного состава.

Длина участка с дистанционным управлением рассчитана на двойную длину состава (груженого и порожнего).

Разгрузка вагонов осуществляется в строгом соответствии с «Инструкцией для машинистов электровоза по безопасным методам работы на вагоноопрокидывателях с дистанционным управлением» №58/02.

Разгрузка вагонов с обводненной горной массой производится по специальной организации работ, составленной и утвержденной в установленном порядке.

На 13 16 горизонтах установлены вагоноопрокидыватели типа ОК-1-4 для вагонов емкостью 4,5 м³, на 11 горизонте - ОК-2,2 для вагонов емкостью 2,2 м³.

На промежуточных горизонтах разгрузка вагонов УВБ-2,5 с боковым откидным бортом осуществляется разгрузочными устройствами с боковым захватом колес и цилиндротолкателем. На разгрузочных устройствах так же применяется и дистанционное управление с подвижного состава.

5. Шахтные подъемные установки

5.1 Процесс подъема руды и породы

Подъем руды и породы, а так же разгрузку ее в бункер «сырой руды» на Риддер-Сокольном руднике обеспечивает участок внутришахтного вертикального транспорта (№10) по стволам шахт «Новая» и «Скиповая». Процесс выдачи руды на поверхность в бункер «сырой руды» включает в себя следующие этапы:

– погрузка руды (породы) в скипы,

– подъем руды (породы) на поверхность,

– загрузка скипов в приемный бункер «сырой руды»

Погрузку руды (породы) в скипы выполняют дозаторщики скиповых подъемов в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране туда для машинистов подъемных установок».

Подъем руды (породы) на поверхность выполняет дежурный машинист подъемной установки шх. «Скиповая» (шх. «Новая») в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране труда для машинистов подъемных установок».

Разгрузку скипов в приемный бункер «сырой руды» выполняет дежурный машинист подъемной установки совместно с дозаторщиком в соответствии с рабочими инструкциями.

Шахтные подъемные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых. Подъемные установки предназначены для транспортирования по шахтному стволу руды и породы, материалов, оборудования, а также для спуска и подъема людей, осмотра и ремонта шахтного ствола.

Основными требованиями, предъявляемыми к подъемным установкам, являются обеспечение требуемой производительности, безопасность и экономичность работы.

В комплекс подъемной установки входят следующие элементы:

– подъемная машина, состоящая из органов навивки подъемных канатов (барабанов), редуктора, приводного электродвигателя, аппаратуры управления и защиты;

– надшахтный копер, на котором установлены копровые шкивы и устройства разгрузки подъемных сосудов;

– подъемные канаты, на которых подвешены подъемные сосуды;

– подъемные сосуды - клети или скипы, в которых транспортируются грузы;

– загрузочные и разгрузочные устройства.

Перед пуском в работу подъемная машина должна быть проверена. Проверке подлежат:

– состояние загрузочных устройств;

– состояние шахтного ствола, его армировки, крепи, проводников;

– состояние скипов;

– состояние разгрузочных устройств;

– состояние основных узлов подъемной машины, цепей управления и сигнализации.

Перечень работ и периодичность проведения проверок регламентируются «Правилами промышленной безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» и графиками проведения планово-предупредительных ремонтов (ППР).

Согласно графика ППР проводятся следующие работы:

– ежесменно - проверка подъемной машины машинистом подъемной установки в объеме, указанном рабочей инструкцией;

– ежесуточно - проверка состояния ствола, надшахтного копра, копровых шкивов, подъемных канатов, скипов, загрузочных и разгрузочных устройств;

– еженедельно - смазка канатов;

– 1 раз в 15 дней - проверка состояния подъемной установки комиссией в составе главного механика рудника и механика участка;

– ежемесячно - проверка подъемной установки комиссией в составе главного инженера рудника, главного механика, главного энергетика и механика участка;

– 2 раза в год - ревизия и наладка подъемной установки специализированной ремонтно-наладочной бригадой

По общей схеме комплекса, руда (порода) из опрокидывателя попадает в капитальный рудоспуск, из которого по двум загрузочным рукавам (для каждого скипа) поступает в мерные ящики, откуда непосредственно загружается в скипы. Загруженный скип поднимается на поверхность подъемной машиной. При подходе скипа к разгрузочным кривым отклоняющий ролик входит в них и происходит опрокидывание кузова скипа (открывание секторного затвора скипа). Руда (порода) по погрузочному рукаву поступает в бункер. По окончании загрузки и отправлении второго скипа первый скип начинает опускаться и отклоняющий ролик, двигаясь по разгрузочным кривым, возвращает кузов скипа (секторный затвор скипа) в исходное положение. Загрузка одного из скипов в шахте и разгрузка другого на поверхности происходят одновременно.

Контроль процесса выдачи руды на поверхность ведется при помощи автоматического устройства. Особенностью работы этого устройства является нечувствительность к подъему пустого скипа. Благодаря наличию «обнуления» счетчиков есть возможность контроля выдачи руды за различные промежутки времени (час, смена, сутки) и сравнение с плановыми показателями.

5.2 Технические характеристики подъемных установок

Подъемная установка шх. «Скиповая» Ц-2х5х2,3 эксплуатируется с 1951 года. Максимальная скорость подъема - 8,2 м/сек. Оснащена двумя скипами V=7,5 м³, максимальный полезный вес в скипе 13,3 т. Высота подъема - 502 м.

Подъемная установка шх. «Новая» (грузовая) ЦР-4х3,2/06 эксплуатируется с 1979 года, максимальная скорость подъема - 6,4 м/сек. Оснащена двумя скипами V=4,8 м³, максимальный полезный вес в скипе 8,5 т. Высота подъема - 473 м.

Подъемная установка шх. «Новая» (клетьевая) ЦР-5х3/06 эксплуатируется с 1987 года, максимальная скорость подъема - 7,4 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 22Н13-31, максимальный вес расчетного груза в вагоне ВГ-2,2 - 3,6 т. Высота подъема - 500 м.

Подъемная установка шх. «Андреевская» ПМ-24 эксплуатируется с 1942 года, максимальная скорость подъема - 3,14 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 1600 т. Высота подъема - 180 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Белкина-2» 2БМ-3000/1520 эксплуатируется с 1962 года, максимальная скорость подъема - 4,46 м/сек. Оснащена скипом V=2,5 м³ с максимальным полезным весом в скипе 3200 кг и клетью ТК-5 с максимальным полезным весом в клети 1300 кг. Высота подъема - 401 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Быструшинская» ШПМ2х4х1,7 эксплуатируется с 1954 года, максимальная скорость подъема - 6,3 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 2720 кг. Высота подъема - 384 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Быструшинская-Слепая» 2х3х1,5 эксплуатируется с 1977 года, максимальная скорость подъема - 5,8 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 21НВ-31, максимальный полезный вес в клети 3660 кг. Высота подъема - 150 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

6. Технология закладочных работ

На руднике применяются следующие виды закладки выработанного пространства:

– твердеющая на основе вяжущего портландцемента,

– гидравлическая,

– породная.

В качестве инертного заполнителя при твердеющей и гидрозакладке

используются текущие хвосты обогатительной фабрики в пульпообразном виде. Портландцемент доставляется с цементных заводов до центрального склада цемента на промплощадке РСМ (6 емкостей по 400т) в вагонах-хопперах и со склада транспортируется до закладочных комплексов (БЗК) рудника автоцементовозами. Расход цемента на 1 м³ закладочной смеси в зависимости от нормативной прочности искусственного массива варьируется в диапазоне 100200 кг/м³.

Существующая технологическая схема закладочного комплекса Риддер-Сокольного рудника выглядит следующим образом. Текущие хвосты отбираются из безнапорного объединенного хвостопровода обогатительной фабрики через патрубки, оборудованные шланговыми затворами и через последние поступают в зумпф грунтовых насосов ГРТ-400-4. Насосы (2 шт) подают хвостовую пульпу на две батареи гидроциклонов ГЦ-500 (по 4 шт на каждый насос). Слив гидроциклонов самотеком возвращается в хвостопровод фабрики. Пески гидроциклонов поступают в специальный зумпф, в который по дополнительному патрубку со шланговым затвором подается исходная хвостовая пульпа из хвостопровода. Объединенная пульпа из зумпфа грунтовым насосом ГРТ-400-4 по трубопроводу диаметром 219 мм перекачивается на расстояние до 1 км на закладочный комплекс рудника. На закладочном комплексе пульпа из трубопровода поступает на батарею гидроциклонов ГЦ-500 (4 шт), где обезвоживается до требуемой плотности. Слив гидроциклонов в зумпф специальным насосом ГРТ-400-4 возвращается по трубопроводу обратки в хвостопровод обогатительной фабрики. Пески гидроциклонов самотеком подаются в турбулентный смеситель, где перемешиваются с цементом. Доставленный автоцементовозом цемент сжатым воздухом перекачивается в два приемных бункера цемента по 100т и затем подается в расходный бункер цемента вместимостью 20 т. Цемент дозируется в процессе приготовления смеси дозатором цемента шлюзового типа (СБ-71) с регулируемым эл.приводом. готовая закладочная смесь после турбулентного смесителя поступает в закладочную скважину и по трубопроводу диаметром 150 мм транспортируется к месту закладки. Производительность БЗК зависит от качества текущих хвостов обогатительной фабрики и находится в диапазоне 5060 м³/час. Плотность пульпы песков гидроциклонов составляет порядка 1800кг/м³, плотность исходной пульпы из хвостопровода составляет 11301180 кг/м³. Содержание крупных частиц (кл+74мкм) в исходной пульпе находится на уровне 30%, а в песках гидроциклонов, направляемых в закладку доходит до 7080%, т.е. в технологии приготовления текущих хвостов для закладки происходит не только их сгущение от содержания твердого от 13% до 70% по массе, но и выделение крупного класса материала для использования его в закладке.

В связи с тем, что в закладку преимущественно используется крупная составляющая хвостов обогащения и с учетом того, что для намыва дамбы хвостохранилища обогатительной фабрики также требуется крупный материал в значительных объемах, в летнее время в период намыва дамбы хвостохранилища отбор хвостов на закладку приходится прекращать и останавливать БЗК на период до 4 месяцев.

Для обеспечения возможности работы БЗК в период намыва дамбы хвостохранилища был разработан проект , который предусматривает подачу гипсовой пульпы установки нейтрализации серной кислоты в схему отбора и подготовки текущих хвостов на закладочный комплекс рудника, а также возврат гипсовой пульпы со сливом гидроциклонов на установку нейтрализации серной кислоты и далее на шламонакопитель в Крюковский карьер.

Для выполнения технологических данных закладочный комплекс рудника оборудован приборами автоматического учета расхода компонентов закладочной смеси - дозаторами цемента, плотномерами, расходомерами.

7. Система водоотлива

Общий водоприток в горные выработки месторождения составляет 25002800 м³/час.

Водоотливной комплекс включает в себя 5 насосных станций, расположенных на 18, 16, 13, 11 и штольневом горизонтах у ствола шх. «Новая».

В настоящее время в насосной 18 горизонта установлено 3 насоса ЦНС-180/126, вода из насосной подается в водосборники 16 горизонта в объеме 80100 м³/час.

В насосной 16 горизонта установлено 5 насосов ЦН-600/380, вода в объеме 550600 м³/час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.

В насосной 13 горизонта установлено 5 насосов ЦН-900/310, вода в объеме 650700 м³/час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.

В насосной 11 горизонта установлено 5 насосов ЦН-1000/180, вода в объеме 9001000 м³/час, как условно чистая, перекачивается на поверхность.

В штольневой насосной установлено 3 насоса 1Д1250, вода в объеме 11501300 м³/час перекачивается на очистные сооружения.

Схема общешахтного водоотлива Риддер-Сокольного месторождения приведена на рис.2.

8. Энергоснабжение горных работ

8.1 Снабжение сжатым воздухом

Площадка Риддер-Сокольного месторождения обеспечивается сжатым воздухом от компрессорной №1 ЦЗО (Центральная заводская ограда) и компрессорной №2 Быструшинской площадки рудника.

В компрессорной станции №1 установлено пять компрессоров типа 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м³/мин каждый, два компрессора 2ВГ производительностью 100 м³/мин каждый, два компрессора 55В производительностью 100 м³/мин каждый.

В компрессорной станции №2 Быструшинской площадки РСР установлено три компрессора 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3/мин каждый, два компрессора 5Г-100/6 производительностью 100 м³/мин каждый.

В подземный выработки сжатый воздух подается по трубопроводам, проложенным в стволах:

– шх. «Новая» - один трубопровод диаметром 377 мм,

– шх. «Андреевская» - два трубопровода диаметром 233 мм до 9-го горизонта, а от 9-го горизонта до 11-го горизонта - один трубопровод диаметром 273 мм,

– шх. «Быструшинская» - один трубопровод диаметром 273 мм.

Магистральная сеть всех компрессорных закольцована.

Схема воздухоснабжения рудника Риддер-Сокольного месторождения на приведена рис.3.

Снабжение промышленной водой. Водоснабжение горных работ осуществляется от поверхностных хозяйственно-питьевых водопроводов по трубопроводам промышленной воды Быструшинской плотины, Верхне-Хариузовского водозабора и насосного водозабора реки Быструха:

– в стволе шх. «Андреевская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от промпровода диаметром 325 мм,

– в стволе шх. «Новая» проложен трубопровод диаметром 159 мм от хозпитьевого водопровода диаметром 530 мм,

– в стволе шх. «Быструшинская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от насосного водозабора на реке Быструха, где установлены три насоса типа А320-50УХЛ4.

На 16 горизонте трубопроводы закольцованы.

8.2 Снабжение теплоэнергией

На площадку ЦЗО теплоэнергия подается от Риддерской ТЭЦ.

8.3 Снабжение электроэнергией

Питание площадки ЦЗО осуществляется по линии ЛЭП-110кВ №№ 112, 117, 145, 146 и ЛЭП-35кВ №№ 40, 41, 37, 39. Головные подстанции ГПП-1, п/ст Таловская, п/ст Рафинации, п/ст №2, п/ст Белкина-2, п/ст Быструшинская находятся на балансе комплекса, все внешние сети обслуживает районная энергетическая компания «ВК РЭК».

Основными поверхностными потребителями электроэнергии являются:

– шахтный подъем («Скиповая», «Новая», «Андреевская», «Быструшинская», «Белкина-2»),

– вентиляторные установки (вентиляционный шурф, «Белкина-2», шахта №3, «Вентиляционная»)

– компрессорные,

– калориферные,

– объекты водоснабжения,

– очистные сооружения шахтных вод,

– вспомогательные службы,

– БЗК.

Основными подземными потребителями электроэнергии являются:

– насосы главного водоотлива,

– вентиляторы (подпорные и местного проветривания),

– дробильные и рудовыдочные комплексы шх. «Новая» и «Скиповая»,

– механизмы горных работ,

– электровозный транспорт,

– освещение.

Все технологические нагрузки в отношении обеспечения надежности электроснабжения разделяются по категориям.

Потребители 1 категории: насосы главного водоотлива, вентиляторные установки, объекты водоснабжения, подъемные установки.

Потребители 3 категории: объекты вспомогательного назначения.

Остальные потребители относятся ко 2 категории.

9. Производство массового взрыва

9.1 Горно-геологическая характеристика

Район массового взрыва в блока 1 расположен в центральной части Центральной залежи между 2с и 3в линиями ортов, 13 и 14а линиями штреков и между отметками +500 560м.

Район работ блок 1 сложен микрокварцитами, серицит-глинистыми сланцами, серицит-хлорит-кварцевыми породами.

Микрокварциты серого цвета массивные плитчатые ( = 515^о), устойчивые, коэффициент крепости по шкале профессора Протодьяконова

f = 1214.

Серицит-глинистые сланцы черного цвета, неустойчивые (коэффициент f = 56), распространены в виде отдельных линз и прослоев мощностью 222м.

Серицит-хлорит-кварцевые породы серо-зеленого цвета от средней устойчивости (f = 810) до неустойчивых (f = 56).

В кровле блока 1 находятся ранее отработанные блока 3/4, 4, 8, у которых воронка вышла на поверхность.

Гидрогеологические условия являются нормальными, в горных выработках местами наблюдается незначительный капеж воды.

Взрываемые объемы руды и металлов приведены в паспорте блока.

9.2 Система разработки

Проектом предусматривается система разработки - подэтажное обрушение. Отбойка запасов руды панели осуществляется глубокими скважинными зарядами. Днище панели принято типовое: скреперные выработки, выпускные ниши, дучки, буровые камеры. Выпуск отбитой руды - донный, самотечный через дучки в днище камеры. Доставка руды скреперная.

Система предусматривает двухстадийную отработку запасов. В первую очередь отрабатывается руда компенсационных камер, во вторую очередь на компенсационные камеры производится отбойка запасов временных циклов. При этом выпуск руды осуществляется под обрушенными породами.

Средняя высота блока - 55м.

Глубина от поверхности до днища блока - 363м.

Площадь обнажения потолочины - 1121м².

Рудный массив блока 1 разбурен станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, диаметр скважин - 130мм, сетка разбуривания 2,9 х 3,0м. Взрывные скважины находятся в удовлетворительном состоянии и соответствуют паспорту разбуривания.

9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке

Подготовка блока 1 Центральной залежи к очистной добыче производится следующим образом:

С кровли штрека 13 14 горизонта ведут проходку скреперного орта 2. из скреперного орта 2 проходят вентиляционный штрек для сбойки со скреперным ортом 1 панели 24. Затем из соединительного орта панели 24 Центральной залежи ведут проходку скреперного орта 1 , который сбивают с вентиляционным штреком 1.

После подключения скреперных ортов 1 и 2 к общешахтной схеме проветривания приступают к проходке нарезных выработок. Проходят ниши, дучки и сбивают их буровыми камерами. После проходки буровых камер осуществляют проходку просечек и отрезных восстающих. Из буровой камеры 11 панели 24 ведут проходку просечки 5 и отрезного восстающего 5, а также расширяют ходовую сбойку буровой камеры 11 панели 24 под буровую камеру и здесь же проходят буровую камеру 9.

Из орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 13, просечку 7, отрезной восстающий 8 и буровую камеру 14.

Скреперный штрек 4 панели 20 расширяют под просечку 6 и проходят буровые камеры 12, 16.

С почвы орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 11 и аналогично со штрека 14 13 горизонта проходят буровую камеру 15.

Со скреперного штрека 14 панели 17 ведут проходку буровой камеры 10 и рядом с ходовым восстающим 3 панели 24 проходят нишу ходового восстающего и затем осуществляют проходку ходового восстающего до сбойки с лебедочным штреком блока 4. На уровне Z=545,5 м из ходового восстающего проходят буровую камеру 17.

Из вентиляционного восстающего 14 13 горизонта на уровне Z=541,5 м осуществляют проходку буровой камеры 18 и буровой камеры 19.

Подробная очередность проходки указана в графике организации работ (таблица 5).

9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

Рудный массив блока 1 Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сетка расположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.

Для определения линии наименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:

W = (d²100_ВВK_з)/(4g_0pm) (53)

где W - ЛНС (м);

d - диаметр скважины (см);

_ВВ - плотность ВВ (г/см³);

К_з - коэффициент, показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;

_p - объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

g₀ - удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующая энергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);

m - коэффициент сближения скважин в ряду.

При известных в практических условиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формула примет более упрощенное выражение:

W = Q/(g₀m) (54)

где Q - количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);

g₀ - удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)

g₀ = (0,800-g_в)(fd/b); (55)

- объемный вес отбиваемой руды (т/м³);

m - коэффициент сближения скважин в ряду.

W = Qb/((0,800-g_в)(fd/b)m) (56)

Отбойка руды крепостью f = 1617 производится скважинами диаметром 130 мм, = 2,8 т/м³, кондиционный кусок - 400мм, коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ (игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.

W = 15 /(0,7_*2,8_*1) = 2,9м

Таблица 6 - Схема расположения скважин

Наименование выработок	Диаметр скважин, м	Наименьшая, наибольшая глубина, м	Общая длина скважин, м	Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м.	Количество скважин, шт
Просечка 1	130	15	450	375	30
Просечка 2	130	15	360	300	24
Просечка 3	130	15	270	225	18
Просечка 4	130	6	84	69	6
Просечка 5	130	6-9	126	81	18
Просечка 6	130	7-15	123	48	30
Просечка 7	130	6-10	384	264	48
Буровая камера 1	130	4-18	1298	876	114
Буровая камера 2	130	8-18	415	283	33
Буровая камера 3	130	6-18	190	129	16
Буровая камера 4	130	7-18	432	295	34
Наименование выработок	Диаметр скважин, м	Наименьшая, наибольшая глубина, м	Общая длина скважин, м	Длина скважин, подлеж. зарядке, п.м.	Количество скважин, шт
Буровая камера 5	130	9-20	99	69	8
Буровая камера 6	130	14-18	301	207	22
Буровая камера 7	130	4-18	271	183	23
Буровая камера 8	130	10-18	155	107	14
Буровая камера 9	130	4-23	181	122	16
Буровая камера 10	130	8-18	352	233	38
Буровая камера 11	130	17	34	30	2
Буровая камера 12	130	11-20	338	231	27
Буровая камера 13	130	20-22	98	86	6
Буровая камера 14	130	8-14	291	192	32
Буровая камера 15	130	5-19	261	175	25
Буровая камера 16	130	6-13	28	20	3
Буровая камера 17	130	7-10	461	282	85
Буровая камера 18	130	12-18	1591	1077	136
Буровая камера 19	130	12-14	52	40	4
Бур.камера пан.24	130	7-18	444	284	63
Ход.сбойка пан.24	130	8-23	342	225	39
Леб.ниша с.ш.14 П-17	130	9-10	47	34	5
Орт 3 13 горизонт	130	7-10	461	282	85
Леб.штр.с.ш.1,2,3 бл.4	130	7-10	100	64	15
Всего			10039	6888

Общий расход ВВ определяется по формуле:

Q₁ = L_зарg (57)

где d = 15,0 кг/п.м. - количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;

L_зар - длина скважин, подлежащих зарядке.

Q₁ = 6888_*15,0 = 103320 кг

Расход ВВ на 1 тонну руды составляет:

Q = Q₁/Д (58)

где Д - товарная руда.

Q = 103320/106676 = 0,9 кг/т

Выход руды с 1 п.м. скважин:

Q = Д/L (59)

где L - общая длина скважин.

Q = 106676/10039 = 10,6 т/п.м.

9.5 Очередность отбойки руды

Отбойку рудного массива блока 1 Центральной залежи производят следующим образом:

В первую очередь производят отработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:

На отрезной восстающий 2 взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6 методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 на отрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затем производят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чего образуется отрезная щель.

Аналогично ведут одновременное развитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.

На отрезной восстающий 3 взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и на отрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнее отрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.

Далее взрывают два веера скважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровой камеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.

На отрезную щель просечки 2 и просечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6, буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока 4.

Только после этого ведут развитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:

На отрезной восстающий 5 взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, два веера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.

Затем ведут отработку руды компенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрыв скважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 3 13 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.

После взрыва и полного выпуска руды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е. отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровой камеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровой камеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровой камеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока 4.

9.6 Компенсационная камера

Расчет коэффициента компенсации:

K = (V_ц+V_кк+V_гв)/V_ц 1,3 (60)

где V_ц - объем взрываемых целиков

V_ц1 = 15456 м³ и V_ц2 = 6636 м³;

V_кк - объем компенсационных камер

V_кк1 = 8023 м³ и V_кк2 = 9758 м³;

V_гв - объем горных выработок в обрушении

V_ц1 = 186 м³ и V_ц2 = 6636 м³;

K_р = 1,3 - коэффициент разрыхления руды.

Для компенсационной камеры 1:

К₁ = (15456+8023+186)/15456 = 1,5 1,3

Для компенсационной камеры 2:

К₂ = (6636+9758+170)/6636 = 2,5 1,3

Расчет допустимой ширины компенсационной камеры производится по формуле доктора технических наук профессора Г.М. Малахова:

m = 0,8 (74100fh_n)/(0,13t²+0,24t+9,4)H^1,142 (61)

где h_n - толщина потолочины h_n1 = 13 м и h_n2 = 14 м;

f - коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);

t - продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);

H - глубина разработки (363 м).

Для компенсационной камеры 1:

m = 0,8 (74100_*12_*13)/(0,13_*6²+2,4_*6+9)_*363^1,142 = 17,6 м

Для компенсационной камеры 2:

m = 0,8 (74100_*12_*14)/(0,13_*6²+2,4_*6+9)_*363^1,142 = 18,3 м

Проектная ширина компенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины. Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры в течении 6 месяцев не произойдет.

9.7 Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

При проходке подготовительных и нарезных выработок для бурения

шпуров применяются перфораторы на пневмоподдержках типа ПП-54В, телескопные ПТ-48.

Для местного проветривания выработок служат вентиляторы местного проветривания типа СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.

Уборку взорванной горной массы осуществляют с помощью лебедок типа 55ЛС-2СМ и 30ЛС-2.

Для подъема материалов и оборудования по ходовым восстающим применяются пневмолебедки типа ШВ-710х0,35П.

Рудный массив разбуривается станками пневмоударного бурения ЛПС-3У. Заряжение шпуров и скважин производится механизированным способом с помощью пневмозарядчиков ЗП-2, «Ульба-400», «Ульба-400МИ».

Транспортировка руды по откаточным выработкам осуществляется в вагонах типа ВГ-2,2 и УВБ-2,5 электровозами К-14, К-10, EL-5/0,4.

Отбитая руда самотеком поступает через выпускные дучки в скреперные орты 1, 2 и скреперными лебедками доставляется к скреперному полку, где загружается в вагоны.

9.8 Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

Проветривание забоя в период проходки осуществляется ВМП типа СВМ-6 нагнетательным способом. Воздух в забой подается вентиляционными трубами диаметром 400 мм.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горно-подготовительных работ:

При проходке скреперного орта 2, вентиляционного штрека:

По людям:

Q_заб = kgn (62)

где k - коэффициент запаса (1,0);

g - нормативное количество воздуха на 1 человека (0,1);

n - наибольшее число людей, находящихся в забое (4).

Q_заб = 1,0_*0,1_*4 = 0,4 м³/с

По пылевому фактору:

Q_заб = Ib₁/(n-n_вх) (63)

где I - интенсивность пылевыделения, уборка ЛС (3 мг/с);

b₁ - коэффициент, учитывающий снижение пылевыделения при применении средств гидрообеспыливания;

n - ПДК пыли на рабочем месте (2 мг/м³);

n_вх - запыленность воздуха входящей струи = 0,3n = 0,6 мг/м³.

Q_заб = 3_*0,5/(2-0,6) = 1,07 м³/с

По газовыделению при взрывных работах:

При проветривании горизонтальных выработок:

Q_заб.1 = 2,25/t_*³(AbV²K_обв)/K²_ут.тр (64)

где t - время проветривания забоя (1800 с);

A - масса одновременно взрываемого ВВ (20 кг);

b - газовость данного типа ВВ (90л/кг);

V - объем загазованных выработок, м³;

К_обв - коэффициент обводнения (0,9);

К_ут.тр. - коэффициент утечки трубопровода (1,07).

Q_заб.1 = 2,25/1800_*³(28_*90_*516²_*0,9)/1,07² = 1,01 м³/с

V = V_со2+V_ЛС+V_{в р-не полка}+V_{вент.ш.1}+V_НЛС+V_н.х.д.1 (65)

При проветривании вертикальных выработок:

Q_заб.2 = (3,35K₁K₂)/t(ABV)/K²_ут.тр. (66)

где t - время проветривания забоя (1800 с);

К₁ - коэффициент, учитывающий высоту восстающего и способ проходки (0,47);

К₂ - коэффициент, учитывающий способ проветривания (1,0);

V - объем восстающего.

Q_заб.2 = (3,35_*0,47_*1)/1800(24_*90_*12)/1,04² = 0,13 м³/с

V = V_х.д.1 (67)

Q_{заб.общ.} = Q_заб.1+Q_заб.2 = 1,01+0,13 = 1,14 м³/с (68)

По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

Q_заб = V_minS (69)

где V_min - минимальная скорость движения воздуха (0,25 м³/с),

S - площадь поперечного сечения выработки (4 м²)

Q_заб = 0,25_*4 = 1,0 м³/с

Расчетная производительность ВМП:

Q_в = К_ут.тр.Q_заб.max (70)

где Q_заб.max - наибольшее значение количества воздуха,

К_ут.тр. - коэффициент утечки воздуха через трубопровод на всю его длину (1,07).

Q_в = 1,07_*1,14 = 1,2 м³/с

Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

Q = 1,43Q_в = 1,43_*1,2 = 1,7 м³/с (71)

Вентилятор устанавливается в штреке 13 14 горизонта.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания нарезных работ:

При проходке буровой камеры 1, просечки 1, отрезного восстающего 1:

По людям:

Q_заб = kgn = 1,5_*0,1_*4 = 0,6 м³/с

По пылевому фактору:

Q = (Jb₁)/(n-n_вх) = (3_*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м³/с

По газовыделению при взрывных работах:

При проветривании горизонтальных выработок:

Q_заб.1 = 2,25/t_*³(AbV²K_обв)/K²_ут.тр

Q_заб.1 = 2,25/1800_*³(20_*90_*673²_*0,9)/1,11² = 1,05 м³/с

V = V_пр.1+V_б.к.1+V_{в.н.с.о.1} (72)

При проветривании вертикальных выработок:

Q_заб.2 = (3,35K₁K₂)/t(ABV)/K²_ут.тр.

Q_заб.2 = (3,35_*0,47_*1)/1800(24_*90_*246)/1,07² = 0,62 м³/с

V = V_хо.д.1+V_{в.н.с.о.1} (73)

Q_{заб.общ.} = Q_заб.1+Q_заб.2 = 1,05+0,62 = 1,67 м³/с

По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

Q_заб = V_minS = 0,25_*9,6 = 2,4 м³/с

Расчетная производительность ВМП:

Q_в = К_ут.тр.Q_заб.max = 1,11_*2,4 = 2,7 м³/с

Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

Q = 1,43Q_в = 1,43_*2,7 = 3,9 м³/с

Вентилятор устанавливается в штреке 13 14 горизонта.

При проходке буровой камеры 13, просечки 7, отрезного восстающего 8 и буровой камеры 14: По людям:

Q_заб = kgn = 1,5_*0,1_*4 = 0,6 м³/с

По пылевому фактору:

Q = (Jb₁)/(n-n_вх) = (3_*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м³/с

По газовыделению при взрывных работах:

При проветривании горизонтальных выработок:

Q_заб.1 = 2,25/t_*³(AbV²K_обв)/K²_ут.тр

Q_заб.1 = 2,25/1800_*³(20_*90_*209²_*0,9)/1,04² = 0,5 м³/с

V = V_б.к.13+V_б.к.14+V_пр.7+V_НЛС+V_ход.2 (74)

При проветривании вертикальных выработок:

Q_заб.2 = (3,35K₁K₂)/t(ABV)/K²_ут.тр.

Q_заб.2 = (3,35_*0,47_*1)/1800(24_*90_*33)/1,04² = 0,23 м³/с