Продолжительность каждого процесса, ч:

, (3.33)

- навеска вентиляционного рукава

ч.

- погрузка и доставка рудной массы MICROSCOOP 100Е

ч.

- подъем материалов на слой

ч.

- крепление НКР

ч.

- бурение шпуров МИНИБУР 1ФЭ

ч.

- заряжение зарядчиком ЗП-2 и взрывание

ч.

Общие время цикла

УТ = tвен+ tпог + tмат + tкр + tбур+ tзар,,

УТ = 0,06+1,98+0,95+1,19+2,95+0,52= 7,65 ч.

По полученным результатам строим график организации работ в забое, совмещая операции по времени в 2-х забоях, график показан в табл. 3.19.

	Наименование процессов	Ед. изм	Объем работ	Норма времени	Трудоемкость, чел.час	Кол-во рабочих	Продолжительность ,час	Смены, час
								8	9	10	11	12	13	14	перерыв	16	17	18	19	20	21	22	перерыв
1 забой	Бурение шпуров	м	59	0,05	2,95	1	2,95
	Заряжание и взрывание	м	38,4	0,0268	01,03	2	0,52
	Проветривание						0,5
	Доставка руды	м3	14,6	0,136	1,98	1	1,98
	Крепление НКР	рам	1	2,39	2,39	2	1,19
	Навеска вент.трубопр.	м	1,9	0,058	0,12	2	0,06
	Доставка материалов	м3	1,05	1,46	1,90	2	0,95
2 забой	Бурение шпуров	м	59	0,05	2,95	1	2,95
	Заряжание и взрывание	м	38,4	0,0268	01,03	2	0,52
	Проветривание						0,5
	Доставка руды	м3	14,6	0,136	1,98	1	1,98
	Крепление НКР	рам	1	2,39	2,39	2	1,19
	Навеска вент.трубопр.	м	1,9	0,058	0,12	2	0,06
	Доставка материалов	м3	1,05	1,46	1,90	2	0,95

Таблица 3.19. График организации очистных работ в блок

3.4.8 Расчет закладки выработанного пространства

Поддержание выработанного пространства при нисходящей слоевой системе с твердеющей закладкой осуществляется закладкой очистных заходок твердеющей смесью. Рядовые слои отрабатываются тупиковыми заходками шириной 2,55 м и высотой 3,0, которые подлежат последующей закладке твердеющей смесью. Заходки в слоях располагаются в шахматном порядке, что позволяет повысить устойчивость искусственной кровли. Для обеспечения полноты закладки все заходки имеют уклон 3-5°.

Погашение выработанного пространства в блоке производится твердеющей закладкой по мере отработки слоевых заходок. Закладку заходок производят секциями, длина секции для жестких и расслаивающихся смесей составляет до 12,5 м (объем секции около 150…200 м3), секции отделяются изолирующими перемычками.

Погашение выработанного пространства в блоке производится твердеющей закладкой по мере отработки слоевых заходок. Закладку заходок производят секциями, длина секции для жестких и расслаивающихся смесей составляет до 12,5 м (объем секции около 150…200 м3), секции отделяются изолирующими перемычками. Погашению подлежат все горизонтальные слоевые выработки, полнота закладки выработанного пространства должна быть не менее 85 % по объему. Закладочный материал подается с закладочного комплекса на поверхности, по трубопроводам через восстающие в закладочные орты и далее в очистные заходки. Контроль прочности твердеющей закладки осуществляется электрометрическими датчиками контроля прочности.

Закладочный массив формируется твердеющей закладкой, так в стенках закладочного массива, обнажаемых выработкой высотой до 3,0 м, нормативная прочность закладки должна быть не менее 1,0 МПа. Необходимая нормативная прочность закладки в кровле нижележащей очистной заходки при толщине монолитного несущего слоя не менее 1,0 метра составляет 2.…3 МПа. Закладочный массив выше несущего слоя +1.0 м формируется с нормативной прочностью не менее 1,0 МПа. Применяемая технология закладочных работ и составы закладочных смесей должны обеспечивать однородность и монолитность закладочного массива.

Перед началом армирования и возведения закладочного массива почва закладываемой выработки должна быть очищена от рудной мелочи, отходов леса и мусора. Несущий слой армируется путем установки вертикальными рядами через 2 м металлических крючьев длиной 1,5 м, количество крючьев в ряду не менее 2 штук. На почву заходки укладывается металлическая сетка 50Ч3 мм поперек выработки с нахлестом не менее 250 мм. Концы сетки на стенках выработки закрепляются с помощью клиньев забиваемых в подбурки или на стойках гвоздями.

При производстве закладочных работ в очистных заходках предусматривается применение деревянных изолирующих перемычек, устанавливаемых в заходке на конце секции длиной 12,5 м. Контроль за закладкой осуществляется через окна (лазы) в перемычке, которые закрываются при подходе к ним уровня закладки. Несущий каркас перемычки выполняется из стоек D=150..200 мм и обшивается слоем досок толщиной 40 мм. Уплотнение выполняется из мешковин или стеклоткани.

При производстве закладочных работ в очистных заходках предусматривается применение деревянных изолирующих перемычек, устанавливаемых в заходке на конце секции длиной 12,5 м. Контроль за закладкой осуществляется через окна (лазы) в перемычке, которые закрываются при подходе к ним уровня закладки. Несущий каркас перемычки выполняется из стоек D=150..200 мм и обшивается слоем досок толщиной 40 мм. Уплотнение выполняется из мешковин или стеклоткани.

Закладка рядовой заходки 2,55Ч3,0 м выполняется в следующем порядке:

- в начале производят армирование массива вертикальными металлическими крючьями и сеткой;

- возведение изолирующей деревянной перемычки;

- монтаж бетоновода;

- закладка несущего слоя прочностью 2.…3 МПа.

- закладка остальной части заходки с нормативной прочностью 1 МПа.

3.4.9 Расчет графика организации закладочных работ

В основу расчета графика организации закладочных работ в заходке положено определение времени на операции по нормам выработки.

Определяем продолжительность работ по закладке заходки Sпр=7,65 м2 , при длине секции в заходке Lср=12,5 м .

Время на производство армирования массива вертикальными металлическими крючьями и сеткой звеном из 2-х человек осуществляется в течении 2-х смен.

Время на возведение деревянной перемычки:

Tпер=Sпер/(НвырЧNраб)= 7,65/(5,9Ч2)=0,65смены=5,53 часа (3.34)

Время на монтаж бетоновода с наружным диаметром трубопровода из полиэтилена 172 мм при толщине стенки 12 мм (внутренний диаметр 160 мм):

Tбет=(LбетЧНвр)/Nраб= (25Ч0,761)/2=9,5 часа (3.35)

Время на закладку несущего слоя 1 м прочностью 2.…3 МПа:

Скорость движения закладочной смеси принимают из условия устойчивости ее к расслоению и пропускной способности трубопровода, оптимальные скорости движения смеси 0.5-0.7 м/с.

Tслоя=V1слоя/(SтрубЧхсм)= 83/(0,02Ч0,7)= 5928 сек= 1,64 часа (3.36)

где Vслоя - объем закладки слоя высотой 2,6 м и прочностью 2…3 МПа.

Vслоя = ВзахЧh слоя ЧLзах=2,55Ч2,6Ч12,5=82,9 м3.

На основе подсчитанных показателей строим график организации закладочных работ в закладываемой секции заходки.

Таблица 3.20. График организации закладочных работ в секции заходки.

№	Наименование работ	Ед.изм	Объем работ	Норма выработки (времени)	Время процесса, смен	смены
						1	2	3	4	5	6
1	Армировка массива	м2	18	0,03	1,2
2	Монтаж бетоновода	м	25	0,761	1,36
3	Возведение деревянной перемычки	м2	7,65	5,9	0,7
4	Закладка 1 слоя - 3 МПа	м3	45		0,3

Общие время на закладку секции в слоевой заходки Sпр=7,65 м2 , составит

Т= Tарм+Tбет +Tпер +Tслоя =1,2+1,36+07+0,3=6,56 смен = 2,2 суток

Время на закладку заходки с учетом набора нормативной прочности в течении 7 суток составит 9,2 суток..

3.4.10 Проветривание блока

Проветривание заходок осуществляется вентиляторами местного проветривания на один магистральный трубопровод. В рассматриваемом блоке место установки вентилятора - сопряжение откаточного орта с вентиляционно - ходовым восстающим.

Количества воздуха, необходимого для проветривания забоев очистных заходок определяем по следующим факторам:

- по наибольшему числу рабочих в забое

м3/с (3.37)

где Qнв- норма воздуха на одного человека, м3/мин;

n - максимальное число рабочих в забое.

- по количеству ядовитых газов от взрывных работ:

м3/с, (3.38)

где t - расчетное время проветривания, мин;

S - площадь сечения выработки, м2;

l - длина тупиковой части выработки, м;

в - газовость ВВ, л/кг;

А - одновременный расход ВВ, кг.

- по спец. фактору (выделение радона)

Q3. = 0,52 [ D · W / (1 - Eпр)] 0,5, (3.39)

где D -- дебит спец.газа, кБк/с;

D = 8 W ·C,

где W - объем пустот, W = 2,05 м3;

Cр - - среднее содержание радона, Cр = 0,18.

D = 8 · 2,05 · 0,18 = 3 кБк/с;

Eпр - проектная загрязненность воздуха, Eпр = 0,3.

Q3. = 0,52 [ 3 · 2,05 / (1 - 0,3)] 0,5 = 1,6 м3/с.

- по пылевому фактору:

м2/с, (3.40)

где а - расстояние от груди забоя до конца вентиляционного рукава, м;

- начальная концентрация пыли в зоне отброса продуктов взрыва, мг/м3;

Nвх - запыленность входящей струи, мг/м3;

Nд - предельно допустимая концентрация пыли, мг/м3;

gт - коэффициент пылеподавления;

р - коэффициент утечек воздуха.

- по минимальной скорости воздушной струи:

м3/с, (3.41)

где Umin - минимальная скорость воздушной струи, м/с.

Для проветривания заходок принимаю наибольшее расчетное количество воздуха по минимальной скорости воздушной струи Q4 = 1,9 м3/с.

Выбор вентилятора местного проветривания.

Необходимая подача воздуха вентилятором:

м3/с. (3.42)

Напор вентилятора:

Па

где R - потеря напора, вызванная сопротивлением трубопровода, Hс2/м4;

,

где - коэффициент аэродинамического сопротивления, Па/с2м4;

Lтр - длина трубопровода, м;

dтр - диаметр трубопровода, м;

Hс2/м4

Расчетным данным удовлетворяет вентилятор местного проветривания - ВМ-5М.

3.4.11 Основные меры безопасности по системе разработки

1) Подготовительные и нарезные работы в блоке должны начинаться только после окончания проходки необходимых откаточных выработок (штреков, ортов) с наличием в них сквозного проветривания от общешахтной вентиляционной струи.

2) При поочередном ведении очистных работ на подэтажах рудоспуски на уровне верхнего подэтажа следует надежно перекрывать, а на нижнем отгораживать от незаложенных выработок

3) Прочность твердеющей закладки на сжатие в кровле нового слоя перед его зарезкой должна быть не менее 1,5 МПа. При прочности менее 1,5 МПа работы по зарезке должны вестись по специальному проекту утвержденному главным инженером рудника.

4) Очистные работы рядом с заложенными выработками должны производится не ранее, чем через 7 суток после окончания подачи твердеющей смесей в них при прочности закладочного массива не менее 0,5 МПа.

5) Крепление всех горных выработок должно производится своевременно и в соответствии с утвержденными для них паспортами на крепление и управление кровлей.

6) Места разгрузки горной массы должны быть оборудованы водяными завесами.

3.4.12 Основные показатели системы разработки

Время отработки заходки Sпр=7,65 м2 и длиной Lср=50 м составляет

Т= Lср/Lух=50/1,9=26,3 смен=8,8 суток

Общие время на закладку слоевой заходки Lср=50 м , длина закладываемых секций 12,5 м, количество секций в заходке n=4 и Sпр=7,65 м2 , составит

Тзах= Tсек·n=9,2 · 4= 36,8 суток

Принимая во внимание, что очистное оборудования работает одновременно на 2-х заходках производительность одного комплекта очистного оборудования Рзах=36,5 т/см Ч 2 заходки = 73 т /смену.

Месячная производительность системы разработки определяется по формуле

Рмес=Рзах •Nр.зах •Nсм•Nдн=36,5 •2 •3 •23=5037 т/мес, (3.43)

где Nр.зах - кол-во одновременно отрабатываемых забоев;

Nдн - число рабочих дней в месяц;

Nсм - число смен в сутки;

Производительность труда ГРОЗ:

П= Рмес/(N •Nсм •Nдн )=5037/ (3 •3 •23)= 24,3 т/чел.см или 9,7 м3/см(3.44)

где N - число ГРОЗ в смену (1 звено из 3 человек).

Время отработки блока:

- при одном комплекте оборудования

месс = 2,8 лет (3.45)

- при 2-х комплектах оборудования года

Экономическая часть расчета очистной добычи 1 т руды по системе НСВ

Таблица 3.21. Расчет комплексной нормы выработки и расценки на очистную добычу 1 т (1 м3).

№	Виды работ, процесс	Объем работ на 1м3	Норма времени чел.час на ед.	Норма времени чел/смен на 1 м3	Разряд работы (по ТКС)	Тарифная ставка, р./чел смену	Расценка р./1 м3
1	Бурение, шп. м	4,0	0,05	0,02	VI	154,70	3
2	Заряжение и взрывание, шп. м	2,6	0,0268	0,009	VI	154,70	1,3
3	Доставка руды, мі	1,0	0,136	0,017	VI	154,70	2,63
4	Доставка материалов,	0,07	1,46	0,015	V	140,70	2,11
5	Крепление НКР, мі	0,06	2,39	0,020	V	140,70	2,8
6	Навеска вент.труб, п.м	0,09	0,058	0,0007	V	140,70	0,1
7	Армировка массива,м2	0,33	0,03	0,001	V	140,70	0,14
8	Монтаж бетоновода, м	0,16	0,761	0,02	V	140,70	2,81
9	Возведение деревянной перемычки, м2	0,06	5,6	0,05	V	140,70	7,04
10	Закладка секции, м3	1,0		0,002	V	140,70	0,28
	Итого						22,21

Расценки на очистную добычу 1т руды по зар.плате:

р.

Таблица 3.22. Капитальные затраты и годовые амортизационные отчисления на оборудование.

Наименован. оборудования	Оптовая цена, р.	Кол-во един.	Сумма, р.	Транспорт и монтаж, р. 20%	Полная стоимость, р.	Норма амортизации, %/год	Сумма годовой амортизации, р.
Минибур 1ФЭ	5000000	1	5000000	1000000	6000000	25	1500000
Microscop 100 F	2500000	1	2500000	500000	3000000	25	750000
Зарядчик ЗП-2	12500	2	25000	5000	30000	33,3	9990,0
Вентилятор ВМ-5м	25000	2	50000	10000	60000	50	30000,0
Вибропитатель ПВ 1,2/3,1	61400	2	122800	24560	147360	20,0	29472,0
Итого							2319462

Величина амортизационных отчислений, приходящихся на 1 т добытой руды рассчитывается по формуле

р/т =72.5 р/м3

где А год - сумма годовой амортизации оборудования очистных работ, р.;

Р бл - годовая производительность блока, т.

Таблица 3.23. Расчет затрат на сжатый воздух

№, п/п	Наименование потребителей	Кол-во	Расход, м3/мин	Время работы, мин.	Общий расход, м3	Цена един., руб/м3	Затраты, руб
							всего	на 1 м3
1	Зарядчик ЗП-2	1	1,0	45	45	0,22	2,25	0,12
	ИТОГО расходы на сжатый воздух:		0,12

Таблица 3.24. Расчет затрат на электроэнергию

№, п/п	Наименование потребителей	Кол-во	Мощн., кВт	Общая мощн., кВт	Время работы, ч	Цена, р/кВт.ч.	Затраты, руб.
							всего	на 1 м3
1	Вент. ВМ-5М	1	24	24	8,0	0,75	40,32	2,08
2	Минибур 1ФЭ	1	45	45	1,96	0,75	18,52	0,96
3	Вибропитатель ПВ-1,2/3,1	2	18	36	1,0	0,75	7,56	0,39
4	Microscop100 F	1	30	30	2,44	0,75	15,37	0,8
	ВСЕГО расходы на электроэнергию:		4,23

Таблица 3.25. Калькуляция себестоимости очистной добычи 1м3 руды.

№ п/п	Наименование статей расходов	Разряд	Ед. изм.	Кол-во единиц на 1м3	Стоим ед. р.	Сумма. р.
1	Зарплата					22,21
	Итого по тарифу Доплата за ночное время (20 % от тарифа) Премия (20% от тарифа) Итого с ночными и премией Итого основная зарплата с районным коэффициентом и северными надбавками (р.к.-80%) Дополнительная зарплата (20 % от основной) Итого с дополнительной зарплатой Страховые начисления (40% от осн. и доп. зар.платы.)					22,21 4,4 4,4 31,01 55,8 11,16 66,96 26,7
	Всего зарплаты с начислениями					93,66
2	Материалы: Буровая сталь Твердые сплавы ВВ СИНВ-Ш Вентиляционный рукав Лесоматериал Закладка Итого		кг кг кг шт м м3 м3	0,27 4,3 1,8 1,5 0,08 0,012 229,7	58,18 2,57 10,50 1,20 200,10 1190,50 4,3	15,70 11,05 18,9 1,8 16,00 14,28 1115,461,84
	Итого материалов (с учетом транспортных расходов 20%)					1406,9
3	Энергия: Электроэнергия Сжатый воздух		кВт м3		0,21 0,05	4,23 0,12
	Итого энергии					4,35
4	Амортизационные отчисления (по отдельному расчету)					72,5
	Итого прямых затрат					1520,3
5	Услуги вспомогательных цехов 80%					1200
	Итого прямых затрат
6	Накладные расходы 20%					304
	Всего расход на добычу 1м3 руды					3040
	Всего расход на добычу 1т руды					1216

4. ГОРНО-МЕХАНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

4.1 Внутришахтный транспорт

4.1.1 Выбор оборудования локомотивного транспорта

Транспортирование горной массы осуществляется в вагонах ВГ-4м, емкостью 2,2 м3 электровозами К-10 по откаточным выработкам. Согласно проекта, предусмотрена кольцевая откатка, что позволяет производить транспортировку порожнякового состава от ствола и груженого состава к стволу одним локомотивом, с соблюдением правил безопасности имея его постоянно в голове состава.

Производственная мощность рудника №1 650 тыс.т/ год, при расстоянии транспортирования по горным выработкам до 2,5 км.

4.1.2 Тяговый расчет

Исходные данные для проектирования:

1. План пути всех откаточных выработок, показан на листе вскрытия графической части проекта, включая околоствольный двор и места погрузки поездов, уклон пути - i = 4‰.

2. Одновременно на руднике отрабатывается три участка с производительностью по каждому A=220 т/см, A=220 т/см, А3=2200 т/см;

3. Длина откатки до первого погрузочного пункта составляет L= 950 м, до второго L= 540 м, до третьего L3= 960 м;

Определяем средневзвешенную длину откатки Lсв, м по формуле

Lсв=, (4.1)

где A,A,A3 - грузопоток на каждом из маршрутов, .

Lсв= м

Определяем сменную производительность откатки A, по формуле

A= A +A+A , (4.2)

A=220+220=220=660 .

Определение веса прицепной части поезда и количества вагонеток в составе:

Определяем вес поезда Q по условию трогания состава с места, кН

-для порожнего состава Qn на подъем на прямолинейном участке, кН по формуле

Qn=РЧg , (4.3)

где Р-масса электровоза, т;

- коэффициент сцепления колес с рельсами;

n- основное удельное сопротивление движению порожних вагонеток, ;

iс- спрямленный откаточный уклон,‰;

min - минимальное ускорение поезда при трогании с места, .

Qn = 10Ч9,8 кН

- для груженого состава Qг на прямолинейном подъеме, кН по формуле

Qг = РЧg, (4.4)

где - основное удельное сопротивление движению груженых вагонеток, .

Qг = 10Ч 9,8 кН

Определяем вес поезда Q по условию трогания на кривой, кН:

- для порожнего состава Qn на подъем на криволинейном участке, кН по формуле

Qn = Рg ,

где - дополнительное удельное сопротивление вагонетки от движения в кривой, .

Qn = 10Ч 9,8 кН

- для груженого состава Qг на криволинейном участке, кН по формуле

Qг =Рg ,

Qг = 10Ч9.8 кН

Определяем вес поезда Q по условию сцепления колес с рельсами при установившемся движении с равномерной скоростью, кН

- на прямолинейном подъеме Qn , кН по формуле

Qn = РЧg ,

Qn =10Ч 9,8 кН

- на прямолинейном спуске Qг, кН по формуле

Qг = РЧg ,

Qг = 10Ч 9,8 кН

Принимаем по полученным результатам минимальное значение веса поезда:

- для порожнего состава Qn min = 765 кН

- для груженого состава Qг min = 990,8 кН

Определяем число вагонеток в составе:- для порожних Zn, по формуле

Zn = , (4.5)

где q- масса вагонетки, кН.

Zn =

- для груженых Zг, по формуле

Zг = , (4.6)

где q- масса груза, т

q = kV ц ,

где k- коэффициент заполнения вагонетки;

V - вместимость вагонетки, м;

ц - плотность транспортируемого груза , .

q = т

Zг =

Принимаем число вагонеток в груженом и порожнем составах Zг и Zп равным 16, по количеству вагонеток в груженом составе.

Производим коррекцию веса поезда для порожнего состава при 16 вагонетках по формуле

,

кН

Проверка веса поезда по нагреву тяговых двигателей и величине тормозного пути:

Осуществляем проверку массы поезда по нагреву тяговых двигателей:

Часовой ток тягового двигателя ЭРТ - 16,6 электровоза К10 находим технической характеристике электровоза I= 145 А, длительный ток I= 62 А.

Определяем силу тяги в грузовом Fг и порожняковом Fn направлениях, Н

Fг = , (4.7)

где n- число электродвигателей электровоза.

Fг = Н

Fn = , (4.8)

Fn = Н

По электромеханической характеристике тяговых двигателей находим по силе тяги Fг и Fn значение скорости движения и токов двигателя с груженым и порожним составами:

- в грузовом направлении Iг = 50 А; хг = 18,5

- в порожняковом направлении In = 60 А; хп = 17

Производим проверку массы поезда по величине тормозного пути:

Определяем удельную тормозную силу груженного состава bm.г., по формуле

bm.г = ,

где - коэффициент сцепления колес с рельсами;

Р - масса электровоза , т ;

Qг - минимальное значение веса порожнего состава , кН.

bm.г =

Определяем допустимую скорость движения груженого состава на преобладающем уклоне

хдоп.г. = , (4.9)

где lm - тормозной путь, м;

bm - удельная тормозная сила , ;

- дополнительное удельное сопротивление вагонетки от движения в кривой, ;

- основное удельное сопротивление движению груженых вагонеток,.

хдоп.г. =

Так как хдоп.г. = 14,8 < х г = 18,5 , следовательно скорость движения состава по технической возможности не позволяет остановиться поезду на регламентируемом ПБ тормозном пути в 40 м. Поэтому для движения по выработкам принимаем скорость движения грузового состава х г = хдоп.г. = 14,8 .

Определяем удельную тормозную силу порожнего состава bm.п., по формуле

bm.п = ,

bm.п =

Определяем допустимую скорость движения груженого состава на преобладающем уклоне

хдоп.п. = , (4.10)

хдоп.п. =

Так как хдоп.п. = 17,2 > х п = 17 , следовательно скорость движения состава по технической возможности позволяет остановиться поезду на регламентируемом ПБ тормозном пути в 40 м. Поэтому для движения по выработкам принимаем скорость движения грузового состава х п = 17 .

Определяем время движения состава tг и tn

- в грузовом направлении tг = ,

tг = мин

- в порожняковом направлении tп = ,

tп = мин

Определяем время рейса T , мин по формуле

T = tг + tn + + + , (4.11)

где - продолжительность нахождения электровоза в околоствольном дворе за цикл, мин;

- продолжительность нахождения электровоза в пункте погрузки, мин;

мин

- продолжительность дополнительных остановок в местах пересечения транспортных магистралей, мин.

T = 3,4 + 2,9+ 15 + 20 + 5 = 46,3 мин

Определяем средний эквивалентный (эффективный) ток Iэф, А по формуле

Iэф=, (4.12)

Iэф = 1,2 А

Так как Iэф = 24,3 А < I= 62 А, следовательно, тяговые двигатели не перегреваются.

По произведенным расчетам и проверке массы поезда по нагреву тяговых двигателей и величине тормозного пути принимаем: вес груженого состава Qг = 865 кН, вес порожнего состава Qn = 228 кН, количество вагонеток в составе 16.

Определение необходимого числа электровозов:

Определяем число рейсов для вывоза груза nг, по формуле

, (4.13)

где - коэффициент неравномерности выдачи груза;

А - сменная производительность откатки, ;

- число груженых вагонеток;

- масса груза, т;

Определяем полное число рейсов в смену nп, рейс по формуле

nп = ,

где - число рейсов для перевозки людей, материалов, оборудования;

- число рейсов для вывоза груза.

nп = 14 + 4 = 18

Определяем число возможных рейсов одного электровоза в течение одной смены n, рейс по формуле

n = , (4.14)

где T - продолжительность смены, ч;

T - время рейса , мин

n =

Определяем число рабочих электровозов на горизонте Nпо формуле

N= , (4.15)

N=

Определяем инвентарное число электровозов N по формуле

N = Nр+Nрез ,

N = 3+1=4

Определяем сменную производительность одного рабочего локомотива , по формуле

, (4.16)

где L - длина до околоствольного двора , м ;

- сменная производительность откатки , .

Определяем сменную производительность одного инвентарного локомотива , по формуле

,

Определяем необходимое число вагонеточного парка путем расстановки составов по рабочим местам: на каждый рабочий электровоз принимается по одному составу - 16 вагонетки, плюс число вагонеток, находящихся на разгрузке в околоствольном дворе - 32 вагонеток.

, (4.17)

вагонеток

4.1.3 Расчет мощности тяговой подстанции

Проектирование электроснабжения электровозной откатки осуществляется по III категории бесперебойности снабжения электроэнергией в соответствии с классификацией электрических установок, резервное питание не предусматривается.

Питание электроэнергией шахтных контактных тяговых сетей осуществляется от тяговых подстанций, преобразующих переменный ток в постоянный и распределяющих постоянный ток. В оборудование тяговых преобразовательных подстанций входят: питающая трансформаторная подстанция, выпрямительный агрегат, аппаратура коммутации и защиты преобразовательных подстанций и тяговых сетей.

Определяем средний ток электровоза Iср, А по формуле

, (4.18)

А

Мощность тяговой преобразовательной подстанции, кВт, рассчитывается по формуле

, (4.19)

где kгр - коэффициент одновременности работы групп электровозов;

U - напряжение на шинах тяговой подстанции, В;

Ni - число однотипных по мощности электровозов;

koi - коэффициент одновременности работы электровозов в группе, при Nр2 koi =1;

Iср - средний ток электровоза, А.

кВт

По расчетной общей мощности подстанции Р=20,9 кВт выбираем тяговые агрегаты типа АТП-500/275М1-У5.

Число агрегатов, устанавливаемых на тяговой подстанции определяем по формуле

, (4.20)

где Pa - мощность одного преобразовательного агрегата (по каталогу), кВт.

Принятая преобразовательная установка проверяется по перегрузочной способности:

knIср kn.у Iн

где kn.у - допустимый коэффициент перегрузки преобразовательной установки (kn.у = 2);

kn - коэффициент перегрузки преобразовательной установки.

1,5·38 2·500 58 1000

Следовательно, перегрузок преобразовательной установки не будет.

Расход электроэнергии при откатке контактными электровозами на шинах переменного тока тяговой подстанции, кВтчас находим по формуле за один рейс

, (4.21)

где э - коэффициент учитывающий расход энергии во время маневров;

tр - время рейса, мин;

с - к.п.д. тяговой сети (с =0,9…0,95);

п - к.п.д. тяговой подстанции на полупроводниках (п =0,9…0,95).

кВтчас

за смену

,

кВтчас

Расход электроэнергии на шинах ЦПП W, кВтчас находим по формуле

,

где с.п - к.п.д. сети от тяговой подстанции до ЦПП.

кВтчаc

4.2 Проветривание рудника

4.2.1 Выбор оборудования вентиляторной установки

При проветривании горизонтов рудника №1 воздух в шахту подается по нагнетательному стволу 1К, на котором установлен вентилятор главного проветривания и работает на нагнетание, отработанный воздух выдается через вентиляционные стволы 9К и 3Р, 3В. Требуемая производительность вентилятора Q = 180 м3/с, минимальное давление Ну.ст.min = 150 даПа, максимальное давление Ну.ст.max = 170 даПа. Срок службы установки Т=20 лет.

Выбор вентиляторов при заданных Q , Ну.ст.min и Ну.ст.max осуществляют по сводным графикам областей их промышленного использования.

Наносим точки Q, Ну.ст.min и Ну.ст.max на сводные графики областей промышленного использования вентиляторных установок и находим, что в заданных условиях проветривание шахты может обеспечить вентиляторная установка ВОД-30М.

По аэродинамической характеристике установоки определяем к. п. д. при Ну.ст.min и Ну.ст.max:

- для установки ВОД-30М: зmin = 0,65; зmах = 0,7.

Средний к. п. д. за период эксплуатации установок зср = 0,67.

Окончательно принимаем установку с двумя вентиляторами ВОД-30 при частоте вращения n = 500 об/мин.

4.2.2 Определение способа регулирования и расчет рабочих режимов вентилятора

Способ регулирования рабочих режимов предусмотрен конструкцией вентилятора. Расчеты по регулированию заключаются в определении числа ступеней регулирования и рабочих режимов на этих ступенях, а также продолжительности работы на каждой ступени.

Регулирование рабочих режимов установки осуществляется изменением углов установки лопастей рабочего колеса и направляющего аппарата.

Находим характеристики вентиляционной сети:

Постоянная сети R, определяется по формуле

- при минимальном давлении

, (4.22)

где Ну.ст.min - минимальное давление вентиляционной сети, дПа;

Q - требуемая производительность вентилятора, м3/с.

- при максимальном давлении

,

где Ну.ст.mах - максимальное давление вентиляционной сети, дПа.

Уравнения характеристик сети при минимальном и максимальном давлениях, находятся по формулам

Ну.ст.min =0,0046Q2 , (4.23)

Ну.ст.max = 0,0052Q2.

В полученные выражения подставляем значения Q от 0 до 1,25 требуемой производительности вентилятора ВОД-30М и получаем соответствующие значения давления, записанные в виде табличных данных.

Таблица 4.1. Показатели для построения аэродинамической сети при мах и мin давлении.

Показатели	0,25Q	0,5Q	0,75Q	Q	1,25Q
Q, м3/с	45	90	135	180	225
Ну.ст.min, дПа	9,3	37,2	83,8	150	212,6
Ну.ст.max, дПа	10,5	42,1	94,8	170	263,2

По полученным данным на аэродинамической характеристике вентиляторной установки ВОД-30М строим характеристики 1 и 2 вентиляционной сети (рис. 4.1).

Рис. 4.1. Аэродинамическая характеристика вентилятора ВОД-30М.

Рабочие режимы. Через точки а и Ь заданных режимов проводим прямую линию и находим режим с ( Qc = 180 м3/с; Нс= 150 дПа) как точку пересечения линии ab с характеристикой вентилятора, соответствующей углу установки лопастей на рабочих колесах ик = 30°. Согласно графика работа вентилятора будет осуществляться при угле установки лопастей на рабочих колесах ик = 40 (от режима d до е).

На первой ступени регулирования угол установки лопастей рабочих колес равен и1= 40°. При этом в начале работы будет обеспечен режим d (Qd =200 м3/с; Hd = 180 дПа), а в конце при и2 = 40° режим в точке е (Qe= 190 м3/с; He =200 дПа).

При общей продолжительности работы вентиляторной установки Т=20 лет и допущении линейности закона изменения от Ну.ст.min до Ну.ст.max устанавливаем продолжительность работы:

- на первой ступени

, (4.24)

где Т - общая продолжительность работы вентиляторной установки, лет;

He, Hа, He - давление развиваемое вентилятором соответственно в точках d, а, e, дПа.

года.

- на второй ступени

,

 года.

Резерв производительности вентилятора определяется режимами k ( Qk = 225 м3/с; Hk = 230 Па) и n (Qn = 215 м3/с; Hn = 250 Па) при характеристиках 1 и 2 вентиляционной сети и угле установки лопастей рабочего колеса и= 45°.

Резерв производительности при характеристике сети 1, % определяется по формуле

, (4.25)

где Qк, Qа - производительность вентилятора соответственно в точках к и а, м3/с.

.

Резерв производительности при характеристике сети 2, % определяется по формуле

,

.

Определяем резерв средней производительности вентилятора,% по формуле

= ,

= .

Реверсирование вентиляционной струи центробежного вентилятора ВОД-30М обеспечивается вращением двигателя в обратном направлении. Перевод на реверсивный режим должен осуществляться не более чем за 10 мин, причем расход воздуха проходящего по выработкам в реверсивном режиме, должен составлять не менее 60% от нормального режима проветривания.

4.2.3 Определение мощности двигателя и его выбор

Расчетную мощность двигателя находят для каждой ступени регулирования по максимальному давлению на этой ступени.

Запас мощности принятого двигателя по отношению к расчетной мощности должен составлять 10 ... 15 %.

Среднегодовой расход электроэнергии определяют за период эксплуатации на каждой ступени регулирования.

Мощность двигателя Nmin, кВт на первой ступени регулирования по режиму с определяется по формуле

, (4.26)

где Qс - производительность вентилятора соответственно в точке d, м3/с;

Hd - давление развиваемое вентилятором в точке с, Па;

Зd - к.п.д. работы вентилятора в точке d.

кВт

Мощность двигателя Nmaxn, кВт на второй ступени регулирования по режиму n определяется по формуле

,

где Qе - производительность вентилятора соответственно в точке е, м3/с;

Hс - давление развиваемое вентилятором в точке е, Па;

зе - к.п.д. работы вентилятора в точке е.

кВт

Для работы на первой и второй ступени регулирования принимаем асинхронный электродвигатель АКН-2-16-48-12У4 мощностью N=630кВт; n= 500об/мин; зд= 0,94; cosц = 0,8; U = 6000 В.

Определяем коэффициент запаса мощности kД на первой ступени регулирования по формуле

, (4.27)

Определяем коэффициент запаса мощности kД на второй ступени регулирования по формуле

,

Среднегодовой расход электроэнергии в диапазоне режимов d и e Wг, кВт ч определяем по формуле

, (4.28)

где Q1ср - средняя производительность вентилятора на ступени регулирования, м3/с;

м3/с

H1ср - среднее давление развиваемое вентилятором на ступени регулирования, Па;

Па

з1ср - среднее к.п.д. работы вентилятора на 1 ступени регулирования;

nч -число рабочих часов вентилятора в сутки;

nД -число рабочих дней вентилятора в году;

зр - к.п.д. сети;

зр - к.п.д. регулирования учитывающие связанные с ним затраты энергии, 0,8;

зД - к.п.д. двигателя.

кВт ч

4.3 Расчет подъемной установки

При подъеме на руднике №1 руда выдается клетевым стволом 9К, он оборудован двумя двухэтажными, взаимноуравновешанными клетями. Высота подъема с VI горизонта 377 м. Годовая производительность рудника 490 тыс.т/год. Тип вагонеток ВГ-4м.

4.3.1 Продолжительность подъемной операции и средняя скорость движения сосудов

1. Часовая производительность подъемной установки

(4.29)

где С-коэффициент резерва производительности подъемной установки, учитывающий неравномерность ее работы, по ПТЭ;

а - коэффициент, учитывающий выдачу породы,;

Аг - годовая производительность подъемной (машины) установки по транспортированию полезного ископаемого, т;

nд - число рабочих дней в году;

nч - расчетное число часов работы установки в сутки по транспортированию полезного ископаемого и породы, подъем рассчитываем на трехсменную работу, ч.

т/ч

2. Оптимальная грузоподъемность клети,

(4.30)

где H - общая высота подъема, м.

Высота подъема принимается равной сумме высоты hв от устья шахты до верхней приемной площадки, высоты hс от уровня верхней приемной площадки до верхнего зажима каната, высоты hn переподъема (согласно ПТЭ не менее 6м).

H=377+10+6+6=399 м

т

где tп - время паузы, сек.

Принимаем клеть 2НВ310-2, вагонетка ВГ-4м. Грузоподъемность Qп =10400 кг, собственная масса клети Qс=6930 кг.

3. Число подъемных операций в час

(4.31)

4. Время движения подъемных сосудов

Тр=Тр.п - tn= 128 - 45=83 c (4.32)

5. Средняя и орентировочная минимальная скорости подъема, м/с

м/с (4.33)

Umax=c * Uср , (4.34)

где с - множитель скорости - отношение максимальной скорости к средней.

Umax=1,25*4,8=6,0 м/с.

4.3.2 Механическая часть подъемной установки

1. Высота копра при расположении шкивов в одной вертикальной плоскости

hк=hв+hс+hп+0,75Rн.ш.+Dн.ш+1 (4.35)

hк==10+6+6+0,75·2.+4+1=28,5 м

Принимаем копер высотой 30м.

2. Подъемный канат. Линейная масса каната.

(4.36)

где z - запас прочности каната;

о - условная плотность каната, для канатов двойной свивки, кг/м3;

в - временное сопротивление разрыву проволок каната, Н/м3.

кг/м

Ориентировочно принимаем канат типа ЛК-Р06*36 имеющий: Qp=985500 H, dк=39,5 мм, р=6,08 кг/м.

Запас прочности каната:

(4.37)

3. Органы навивки. Принимаем цилиндрический неразрезной барабан

Dб=79·dк=79·39,5=3120,5 мм (4.38)

Принимаем диметр барабана Dб=4м, диаметр направляющего Dн.ш.= 2 м.

Ширина барабана обслуживающего оба каната:

, (4.39)

где Н - длина каната равная высоте подъема, м;

lн - длина испытательного каната, м;

nв.т.- число витков трения;

bз - зазор между витками каната, мм;

nв.з.- зазор между свивающимся и навивающимся канатами.

мм

Принимаем подъемную машины типа 2Ц-4·2,3.

Максимальное статическое натяжение каната по формуле

Тст.max=(Qn+Qc+pHк)g= (10400+6930+9,91·732)9,81=244809 H

Максимальная разность статических натяжений канатов

Fст.max=(Qn+pH)g= (10400+9,91·732)9,81=173010,3 H

Окончательно принимаем машину 2Ц-4·2,3, у которой Тст.max=250кН, Fст.max=160 кН и маховый момент = 5000000 H*м2.

4.3.3 Расположение подъемной установки

Высота копра hк=30м, приняв угол наклона струны к горизонту =460, С=1м- расстояние от уровня земли до оси вала барабана.

Расстояние между осями ствола и барабана

м (4.40)

Длины струн

м (4.41)

Ширина барабана, занятая одной ветвью каната, составила Вк.в.=2,3 м, то для получения значения , отвечающего требованиям ПТЭ, закрепление каната необходимо произвести, отступив от реборды на расстояние, м:

bp = B - Bр.з.-Bк

bp = 2,3 - 0,6 - 1,5 = 0,2 м

Угол отклонения короткой струны каната при подходе к реборде:

что допустимо.

4.3.4 Кинематика подъемной системы

Для клетьевого подъема принимаем трехпериодную диаграмму скорости и ускорения. Ускорение а1 принимается 1м/с2, замедление аз=0,75 м/с2.

1. Модуль ускорений подъема, м/с2

м/с2

2. Максимальная скорость подъема

 (4.42)

м/с

Фактическая максимальная скорость подъема должна быть больше или равна максимальной расчетной скорости подъема, т.е.

- условие выполняется.

3. Продолжительность и путь ускоренного движения

сек м

4. Продолжительность и путь замедленного движения

сек м

5. Путь h2 и продолжительность t2 равномерного движения

h2 = H-h1-hз = 399-18-24=357 м сек

6. Продолжительность движения подъемных сосудов

T=t1+t2+t3=6+60+8=74 сек

7. Фактический коэффициент резерва производительности подъемной установки

Условие Сф С - выполняется.

Годовой расход электроэнергии, кВт·ч/год

(4.43)

где кВт - мощность двигателя;

Kt - коэффициент учитывающий отношение чистого времени работы установки в течении смены к общему времени;

Ku - коэффициент использования мощности двигателя по мощности;

Kn - коэффициент потерь энергии.

кВт·ч/год

4.4 Расчет общешахтного водоотлива

Водоотлив осуществляется по стволу 3Р, водоотливная установка находится на VI горизонте, нормальный приток воды Qн.п = 220 м3/мин и максимальный Qм.п = 280 м3/мин, напор насосной установки Hг = 380 м. Вода нейтральная.

Водоотливная установка шахты согласно ПБ должна быть оборудована не менее чем тремя одинаковыми насосами, каждый из которых должен иметь подачу, обеспечивающую откачку нормального суточного притока воды не более чем за 20 ч на рудниках.

Требуемая расчетная подача насоса

м3/ч, (4.44)

где Qн.п - нормальный приток воды, м3/ч;

Т - нормативное по ЕПБ время работы насоса, ч.

Геометрический напор

Нг = 380 + 3 + 1 = 384 м, (4.45)

где 3м-- ориентировочная геометрическая высота всасывания;

1м-- превышение труб над уровнем выхода из ствола.

Ориентировочный напор насоса

Нор=1,1·Нг = 1,1·384 =423 м.

Предусматривается установка трех насосов ЦНС 300-480, имеющих в оптимальном режиме подачу Qопт = 300 м3/ч и напор Нопт = 480 м, при напоре на одно рабочее колесо Нк= 60 м. Напор одного рабочего колеса при нулевой подаче Нк.о = 67 м.

Необходимое число последовательно соединенных рабочих колес насоса

(4.46)

Принимаем Zк = 8.

Напор насоса при нулевой подаче

Но = Zк ·Нк.о = 8·67 = 536 м.

где Zк - число последовательно соединенных рабочих колес насоса;

Нк.о - напор одного рабочего колеса при пулевой подаче, м.

Проверка по условию устойчивой работы;

Нг ? 0,95 Но = 0,95·536 = 509 м т. е. 423 < 509 что и необходимо.

Предусматриваем оборудование водоотливной установки двумя напорными трубопроводами. Составляем схему трубопроводов (рис 4.2).

Длина подводящего трубопровода lп = 13 м, в его арматуру входят: приемная сетка с клапаном и три колена.

Длина напорного трубопровода lн = 540 м; его арматура: одна задвижка, один обратный клапан, девять колен и один тройник.

Оптимальный диаметр напорного трубопровода по формуле

dопт=k·0,0131Q0.476 = 1·0,0131 ·3000.476=0,198 м (4.47)

где k -- коэффициент, зависящий от числа напорных трубопроводов.

Принимаем трубы с наружным диаметром 219 мм . При определении требуемой толщины стенки принимаем срок службы трубопровода Т=10 лет, материал труб - сталь 3.

Давление у напорного патрубка находим по формуле

Р =1,25· 10-6 · с· g ·Нор= 1,25 · 10-6 · 1025· 9,8 · 423 = 5,4 МПа.

где с - плотность шахтной воды, кг/м3 ,

Нор - ориентировочный напор насоса, м.

Толщина стенки в соответствии с указаниями к формуле (4.48)

мм

где k1 - коэффициент материала труб;

D -- наружный диаметр трубы, м;

р -- давление в нижней части колонны труб, МПа;

б1 -- скорость коррозионного износа наружной поверхности труб, мм/год;

б2 -- скорость коррозионного износа внутренней поверхности;

Т -- срок службы трубопровода, лет;

kc -- коэффициент, учитывающий минусовый допуск толщины стенки, %.

Рис. 4.2. Схема расположения трубопроводов насосной камере при двух напорных ставах в стволе: 1, 2 - рабочий и резервный напорные ставы, 3 - коллектор, 4 -- подводящий трубопровод, 5 - напорные трубопроводы, 6 - обратные клапаны, 7 - управляемые распределительные задвижки, 8 - выпускная труба применяемая при ремонте, 9 - задвижки, 10 - колодец.

Принимаем толщину стенки д=8 мм.

Таким образом, окончательно принимаем для напорного трубопровода трубы бесшовные горячедеформированные (ГОСТ 8732--78) с внутренним диаметром dн= 203 мм и толщиной стенки д=8 мм; для подводящего трубопровода принимаем трубы с наружным диаметром 273 мм и внутренним диаметром dп = 259 мм.

Скорость воды в подводящем трубопроводе

м/с

То же в напорном трубопроводе

м/с

Коэффициент гидравлического трения в подводящем трубопроводе по формуле

То же в напорном трубопроводе

Принимая значения коэффициентов местных сопротивлений, определяем суммарные потери напора в подводящем трубопроводе

м (4.49)

где л -- коэффициент гидравлического трения;

l -- длина прямых участков трубопровода одинакового диаметра, м;

d -- внутренний диаметр трубопровода, м;

х - скорость воды в трубопроводе, м/с.

То же в напорном трубопроводе

м

Суммарные потери в трубопроводе

Уh=Уhп+Уhн=1+35,7=36,7 м Принимаем Уh = 40 м.

где У hП и У hН - суммарные потери напора на местных сопротивлениях подводящего и напорного трубопроводов, м.

Напор насоса

Н = Нг + Уh = 384+ 40 = 424 м.

Характеристика трубопровода строится в соответствии с формулой

Н = Нг + RQ2, (4.50)

где R - постоянная сети (трубопровода).

Откуда

Следовательно,

Н = 424+ 0,00044Q2

Результаты расчетов по этому выражению приведены ниже:

Таблица 4.2. Данные характеристики трубопровода

	0	ј Q	Ѕ Q	ѕ Q	Q	5/4 Q
Q, м3/ч	0	75	150	225	300	375
H, м	424	426	434	446	463	585

На рис. 4.3 показана характеристика насоса ЦНС 300-480 и характеристика трубопровода, построенная по приведенным данным. По точке пересечения этих характеристик устанавливаем рабочий режим насоса: Q= 320 м3/ч; Н= 470 м; з= 0,7; Нвдоп =4,0 м. Режим находится на рабочей части характеристики.

К. п. д. трубопровода по формуле

зт = Нг/Н=384/424=0,91

Проверка вакуумметрической высоты всасывания. Геометрическая высота всасывания ориентировочно принята 4 м.

Действительная вакуумметрическая высота всасывания

Нв=3+Уhп=3+1=4 м

Так как по характеристике насоса в рабочем режиме Нвдоп = 4,0 м, то соблюдается условие Нв ?Нвдоп.



Рис. 4.3. Рабочий режим насоса ЦНС 300-480.

По формуле расчетная мощность двигателя

кВт, (4.51)

где с - плотность воды, кг/м3;

з - к.п.д. насоса.

Принимаем электродвигатель ВАО-560-L4 (N = 630 кВт, n= 1500 об/мин, зд=0,945).

Коэффициент запаса мощности двигателя

kд = N/Nр=630/488=1,29 , что допустимо.

Число часов работы насоса в сутки при откачивании нормального притока

ч

Число часов работы насоса в сутки при откачивании максимального притока

ч

Годовой расход энергии по формуле

, (4.52)

где з, зд и зс -- к. п. д. соответственно насоса, двигателя и электрической сети;

nч.н и nч.м -- число часов работы в сутки по откачке соответственно нормального и максимального притока;

nд.н и nд.м -- число дней в году соответственно с нормальным и максимальным притоком.

кВт·ч

4.5 Расчет пневмохозяйства рудника

Потребители пневмоэнергии и объемы потребления сжатого воздуха отражены в табл. 4.3.

Таблица 4.3. Определение производительности станции.

№, п/п	Наименование потребителей	Кол-во	Расход воздуха, м3/мин	Коэффициенты	Максималь-ный расход воздуха, Vmax, м3/мин	Средний расход воздуха, Vср, м3/мин
				износа, Ки	Загрузки, Кз	Включения, Кв
1	ЛКР-1У	6	25,0	1,2	1,0	1,0	180,0	180,0
2	ППН - 3	6	15,0	1,15	0,25	0,4	25,8	10,3
3	ПТ - 38	6	6,0	1,15	1,0	0,65	27,6	17,9
4	ПП - 63В	12	7,0	1,0	1,0	0,65	96,6	62,8
5	Пневмонагнетатель	6	1,0	1,0	0,7	1,0	4,2	4,2
ИТОГО:		36					334,2	275,2

Средневзвешенный коэффициент включения (Кв) определяем по выражению

Кв = УVср / УVmax = 275,2 / 334,2 = 0,8. (4.53)

Средневзвешенный коэффициент одновременности работы Ко = 1,0.

Производительность компрессорной станции Vкс, м3/мин в конце работ составит

Vкс = Кр · Ко · Vmax + Vут· L + Vпр · nпр , (4.54)

где Кр - коэффициент резерва производительности компрессорной станции;

Vут - допустимые утечки через неплотности соединений на 1 км магистрального трубопровода, м3/км;

L- протяженность магистрального трубопровода, км;

Vпр - утечки через неплотности соединений потребителей, м3/ед.;

nпр - число мест присоединений потребителей.

Vкс = 1,1 · 1,0 · 1144,2 + 326,3 · 2,0 + 0,4 · 90 = 1383,0 м3/мин.

Производительность компрессорной станции в начале работ должна составлять

Vкс = 1,1 · 1,0 · 1144,2 + 3 · 2,0 + 0,4 · 90 = 1310,0 м3/мин.

Расход воздуха на утечки в конце работ составит

Vутк = (Vут · L + Vпр · nпр) / Vкс · 100 %,

Vутк = (3 · 26,3 + 0,4 · 90) / 1310,0 ·100 = 8,3 %.

Расход воздуха на утечки в начале работ составит

Vутн = (3 · 2,0 + 0,4 · 90) / 1310,0 · 100 = 3,0 %.

Среднее значение расхода воздуха на утечки за период работ составит

Vср = (Vутк + Vутн) / 2 = (8,3 + 3,0) / 2 = 5,6 %.

Исходя из расчетной производительности компрессорной станции Vкс = 1383,8 м3 / мин. выбираем центробежный компрессор марки К-500-61-1. Количество компрессоров - 5, в т.ч. 3 в работе и 2 компрессора в резерве. Компрессор оснащён синхронным двигателем СТМ-3500-2 N=3500 кВт.

Необходимое избыточное давление сжатого воздуха на компрессорной станции Ркс, МПа

Ркс = Рп + ДРм · L + Д Рш , (4.55)

где Рп - избыточное давление у потребителя, МПа;

ДРм - средние удельные потери давления в магистральном трубопроводе, МПа/км;

L - длина воздухопровода от компрессорной станции до самого уделенного потребителя, км;

Д Рш- общешахтные потери давления, МПа.

Ркс = 0,5 + 0,03 · 10,0 + 0,3 = 0,83 МПа.

Определяем расход воздуха на отдельных участках

а) на участке 1 - 2 расход воздуха будет равен производительности компрессорной станции, т.е. V1-2 = 1383,8 м3/мин;

б) расход воздуха на участках 3-а, 4-а и 5-а будет одинаков, поскольку на этих участках будут находиться одинаковое число потребителей.

Число потребителей на участке 3-а равно 30. Средневзвешенный коэффициент включения (Кв) составит

Кв = У Vср / У Vmax , (4.56)

Кв = 364,8 / 384,5 = 0,9.

Количество воздуха, поступающего на участок 3-а составит

V3-а = Кр · Ко · Vmax + Vут · L + Vпр · nпр ,

V3-а = 1,1 · 1,0 · 384,5 + 3,0 · 4,0 + 0,4 · 30 = 447,0 м3/мин.

V4-а = V5-а = V3-а = 447,0 м3/мин.

В свою очередь V2-3 = V3-4 + V3-а = 447,0 + 447,0 = 894,0 м3/мин.

На следующем этапе определяем диаметры трубопровода и потери давления на всех участках воздухопроводной сети

Участок 1-2	dст = 432 мм;	Участок 2-5	dст = 227 мм;
Участок 2-3	dст = 384 мм;	Участок 3-а	dст = 205 мм;
Участок 3-4	dст = 259 мм;	Участок 4-а	dст = 205 мм;
	Участок 5-а	dст = 205 мм.

Средняя плотность сжатого воздуха, кг/м3 на всех участках сети составит

сср = (Рабс + Рп) / (2R · Тср), (4.57)

где Рабс- абсолютное давление у компрессорной станции, МПа;

Рп- абсолютное давление у потребителей, МПа;

R- газовая постоянная воздуха, Дж/кг·К;

Тср- среднегодовая температура воздуха в сети, 0К.

сср = (0,83 + 0,5) / (2 · 287 · 293) = 7,9 кг/м3.

Скорость движения воздуха, м/с

vв = V · с0 / [ 60 р d2 / 4 · сср],

где с0 - плотность воздуха, кг/м3.

Результаты расчетов скорости движения воздуха по участкам приведены ниже

Участок 1-2	vв = 14,3 м / с;	Участок 2-5	vв = 7,4м / с;
Участок 2-3	vв = 13,7 м / с;	Участок 3-а	vв = 6,5 м / с;
Участок 3-4	vв = 10,1 м / с;	Участок 4-а	vв = 6,5 м / с;
	Участок 5-а	vв = 6,5 м / с.

Расчетная длина трубопроводов, м определяемая по выражению

Lр = Lт · 1,1,

для всех участков составит:

Участок 1-2	Lр = 687,5 м;	Участок 2-5	Lр = 4950,0 м;
Участок 2-3	Lр = 132,0м;	Участок 3-а	Lр = 4400,0 м;
Участок 3-4	Lр = 1166,0м;	Участок 4-а	Lр = 4400,0 м;
	Участок 5-а	Lр = 4400,0 м.

Удельные (Друд) и оптимальные (Дро) потери давления в трубопроводах по участкам

Участок 1-2	Друд = 0,021;	Дро = 0,014	Участок 2-5	Друд = 0,024;	Дро = 0,118
Участок 2-3	Друд = 0,022;	Дро = 0.003	Участок 3-а	Друд = 0,025;	Дро = 0,110
Участок 3-4	Друд = 0,023;	Дро = 0,026	Участок 4-а	Друд = 0,025;	Дро = 0,110
	Участок 5-а	Друд = 0,025;	Дро = 0,110

Расчетные потери давления, МПа определяем по формуле

Др = л · Lр · v 2 · сср / (2 d), (4.58)

где л - коэффициент гидравлического трения.

Расчетные потери давления по участкам:

Участок 1-2	Др = 0,028 МПа;	Участок 2-5	Др = 0,075 МПа;
Участок 2-3	Др = 0,0046 МПа;	Участок 3-а	Др = 0,012 МПа;
Участок 3-4	Др = 0,060 МПа;

Потери давления на участке трубопровода от компрессорной станции до наиболее удаленного потребителя (по линии 1-2-5)

УДр = 0,028 + 0,075 = 0,103 МПа.

Избыточное давление на выходе компрессорной станции

Ркс = рп + УДр + Д Рш = 0,5 + 0,075 + 0,03 = 0,63 МПа (4.59)

Средняя производительность компрессорной станции, м3/мин составит

Vср = (Vккс + Vнкс) / 2, (4.60)

Vср = (1383,8 + 1310,0) / 2 = 1346,9 м3 / мин.

Среднегодовая выработка сжатого воздуха, м3/год

Vгод = 60 Vср · nч · nдн , (4.61)

где nч - время работы компрессора в сутки, ч;

nдн - число рабочих дней в году.

Vгод = 60 · 1346,9 · 20 · 260 = 412151000,0 м3/год.

Годовой расход электроэнергии, кВт·ч/год составит

, (4.62)

где Nдв - мощность одного электродвигателя компрессора, кВт.

кВт·ч/год.

4.6 Закладочный комплекс

4.6.1 Поверхностный закладочный комплекс

Центральный закладочный комплекс предназначен для подачи закладочной смеси в выработанное пространство. В состав закладочного комплекса входят четыре силосные башни ёмкостью по 250 т каждая, внутри помещения расходные ёмкости по 50 т.

Состав закладочной смеси: цемент 120 кг; ПГС 1460 кг; вода 320 кг; зола (для транспортабельности смеси) 839 кг. Подача ПГС регулируется шибером. ПГС загружается в бункер-дозатор краном перегружателем с ковшом типа «Грейфер». Смесь привозится с карьера ПГС и доставляется на приёмную площадку бульдозером Т-330.

Управление процессами автоматизировано, контроль осуществляется оператором, находящемся в ЦЗК. После смешивания компонентов в смесителе, закладочный раствор транспортируется по трубам в шахту.

Для приготовления твердеющих смесей на руднике предусматривается использование литого способа. При этом способе предлагается получать смесь вяжущего активизатора, заполнения воды, близкому по составу к литому бетону, позволяющую транспортировать ее по трубопроводам и размещать в выработанном пространстве под определенным углом наклона за счет действия гравитационных сил без принудительного уплотнения.

Шлаки со склада траншейного типа загружают при помощи бульдозера через грохота в рабочие бункера, откуда подают вибропитателями на ленточный конвейер и далее в шаровую мельницу. Из мельницы пульпа поступает в смеситель непрерывного действия, туда же конвейером доставляют песок. Смесь доувлажняется до подвижности 10-15 см. Количества песка и шлака, подаваемых конвейером контролируется весами. Цемент (активная добавка) подают в смеситель из складов также при помощи конвейера. После смешивания, готовый раствор поступает в вертикальный вибросмеситель. Смесь проходя по грузонесущему органу, представляющему из себя вертикальный шнек подвергается воздействию вибрации. Амплитуда колебания рабочего органа составляет 0,6мм, частота колебаний 50 Гц. Активизация смеси в вибросмесители повышает прочность образцов на 30%. После этого готовый раствор поступает в воронку трубопровода проложенного в скважине.

Доставка закладки производится по трубопроводам, проложенным в скважинах. Закладочная смесь движется самотечно за счет перепада абсолютных отметок начала движения и место доставки смеси.

4.6.2 Расчет закладочного комплекса

1. Необходимый объем закладочной смеси

м3/год (4.63)

где Аг - годовая производительность рудника, т/год;

Кнд - коэффициент неравномерности добычи;

Ку - коэффициент усадки твердеющей закладки;

р - плотность руды, т/м3.

Производительность закладочного комплекса составит

м3/год

2. Часовая производительность закладочного комплекса

м3/час (4.64)

где nд - число рабочих дней в году;

nсм - число смен в сутки;

Тсм - продолжительность смены, ч.;

Тпз - продолжительность подготовительно-заключительных операций, ч.

3. Расчет доставки закладочного материала по трубопроводам.

Диаметр трубопровода находим по формуле

мм (4.65)

где Un - скорость движения пульпе в трубопроводе, м/сек.

При транспортировке твердеющей закладки оптимальные значения Un = 0,5...0,7 м/сек, при меньших значениях возможна закупорка трубопровода, при больших - резкое увеличение сопротивления движению пульпы.

По результатам расчетов принимаем трубы из полиэтилена, d = 230 мм.

4. Максимальная протяженность горизонтального участка самотечного транспортирования, м

, (4.66)

где Кзп - коэффициент заполнения закладкой вертикального ствола трубопровода;

Н - высота вертикального ствола, м;

спп - плотность пульпы, т/м3.

т/м3 (4.67)

ДР - удельное сопротивление 1м трубопровода, ГПа;

h - остаточный напор на выходе струи из трубопровода, м;

- суммарные потери напора в коленах и закруглениях, м.