Проект поддержания мощности 1 РУ Старобинского месторождения

-Разработка с оставлением податливых целиков;

-Разработка с оставлением жёстких целиков;

-Разработка с регулярным оставлением жёстких и податливых целиков.

К параметрам камерной системы разработки относятся:

-Размеры очистных камер (пролёт, высота, длина);

-Размеры междукамерных и поддерживающих целиков;

-Размеры камер разворота комбайнов;

-Длина и ширина панелей, блоков;

-Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках.

Параметры камерной системы разработки должны обеспечивать:

-Безопасное состояние горных выработок в течение отведенного им срока службы;

-Потери полезного ископаемого в экономически приемлемых размерах;

-Защиту рудника от прорыва подземных вод.

По степени жёсткости различают междукамерные целики жёсткие, относительно жёсткие и деформирующиеся. При жёстких целиках исключаются значительные подвижки земной поверхности.

Камерная система с жёсткими междукамерными целиками применяется при выходе продуктивного пласта непосредственно под наносы и отсутствии водозащитной толщи над пластом. Камерная система с относительно жёсткими междукамерными целиками допускает деформацию целиков до такой степени, при которой обеспечиваются надёжная сохранность сплошности водозащитной толщи и оптимальные условия подработки поверхностных сооружений. При камерной системе разработки с деформирующимися (податливыми) целиками оставляются целики небольших размеров (1,2?2,0м). Со временем они интенсивно разрушаются и обеспечивают плавное опускание кровли по мере их разрушения.

Вариант с поддержанием кровли податливыми ленточными целиками шириной 1,2??2,0 м, имеющими скорость вертикального сжатия от 8 до 200 мм/сутки.

Параметры системы с податливыми целиками:

- ширина очистного хода	- 4,1 - 4,37 м
- высота очистного хода	- 2,4 - 2,6 м
-ширина межходового целика	- 1,2 - 2,0 м
- длина очистного хода	- до 200 м

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

Запрещается в одном блоке вести очистные работы одновременно двумя комбайнами. Использование второго комбайна допускается лишь для проведения камер разворота.

Камеры разворота комбайнов проводятся с опережением до 50м фронта очистных работ. Минимальное количество подготовленных камер разворота, должно быть не менее двух (за исключением стадии доработки последних камер в блоке).

Допустимая ширина податливого целика по условию беспрепятственного отгона комбайна из камеры определяется по формуле:

м

где: t - время нахождения комбайна в камере, сутки;

H - глубина разработки, м

На основании опыта работы минимальная ширина податливого целика должна приниматься равной 1,2м.

При остановке работ более, чем на одни сутки, комбайн должен отгоняться из очистного хода в камеру разворота.

При остаточной длине очистного хода более 50м доработка запасов может быть произведена из следующего очистного хода путем боковой зарубки, выполняемой под защитой пачкой сильвинита мощностью 0,15?0,20м.

Вариант с жесткими целиками применяется для отработки полос смягчения, а также участков с осложненными горнотехническими условиями (при отработке внутрипанельных целиков, участков блоков сложной геометрической формы).

Параметры системы с жесткими целиками:

- ширина очистного хода	- 4,1 - 4,37 м
- высота очистного хода	- 2,4 - 2,6 м
- длина очистного хода	- до 200 м
- ширина межходового целика	- 1,5 м
- ширина междукамерного целика	- 4,0?- 6,0 м

При камерной системе разработки с блоковой схемой подготовки каждая очистная камера состоит из 2-3 комбайновых ходов, разделенных поддерживающими целиками и проходимых из общей камеры разворота, разделываемой на блоковых штреках. Между камерами оставляют жёсткие целики, размеры которых определяются по формуле:

м

где: N - число очистных ходов в камере;

L - ширина очистного хода, м;

H - глубина разработки, м;

а_i - ширина поддерживающего (внутрикамерного) целика, м

а_i = 1,2 - 1,5м; для одноходовых очистных камер а_i = 0;

1/??, f - коэффициенты (для пород, относящихся к I и II типу по классификации Белгорхимпром 1/?????????; f = 0,0007; относящихся к III типу 1/?????????; f = 0, 00124);

h - высота целика в проектируемом очистном ходе, м;

h₀ - то же в стандартном очистном ходе (комбайн типа ПК-8 h=3,0м);

exp - экспоненциальная функция, значения которой приведены в Инструкции по применению камерной системы.

При доработке целиков, участков неправильной формы по схеме с боковыми зарубками комбайна из стартового штрека размеры межходовых целиков определяются на основании опыта работы с учётом конкретных горнотехнических и геологических условий и составляют 2,5?? 3,0 м.

Порядок отработки панелей - обратный. Отработка панелей ведется в ступенчатом порядке от границ шахтного поля к выработкам главных направлений. На каждой панели одновременно отрабатываются от двух до четырёх блоков. Опережение фронта очистных работ в смежных блоках должно составлять не менее 50 м.

Столбовая система разработки

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

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

Минимальная конструктивная высота механизированной крепи в лавах должна удовлетворять условию:

H_min ? m_min (1 -?? L_з) - b - t ;

а - максимальная конструктивная высота

H_max ? m_max (1 -?? L_п),

где: m_min и m_max - минимальная и максимальная вынимаемая мощность пласта (слоя) в пределах выемочного столба, мм;

L_п и L_з - расстояние от груди забоя до оси передней и задней стойки секции (комплекта) крепи, замеряемое по почве лавы или основанию крепи, м (для однорядной крепи L_п = L_з);

??- коэффициент опускания кровли, принимаемый по результатам специальных исследований на Старобинском месторождении - 0,015;

b - запас на разгрузку крепи от горного давления, принимаемый для пластов (слоёв) мощностью до 1,5м - 30мм, для пластов (слоёв) мощностью 1,5м и более - 50мм

t - суммарная толщина породной подушки под основанием и на перекрытии секции (комплекта) крепи, мм; для пластов (слоёв) мощностью до 1,5м - 35мм, для пластов (слоёв) мощностью 1,5м и более- 45мм.

Несущая способность механизированной крепи (q_с) в лаве должна быть не ниже удельной нагрузки от горного давления: q_с ? q; q_с ? q_к;

Расчёт несущей способности крепи производится по формуле:

где: Q_с - рабочее сопротивление секции (комплекта) крепи, кН (берётся из Инструкции, представляемой заводом-изготовителем крепи;

B_з - ширина призабойного пространства (расстояние от груди забоя до завального конца верхняка крепи), м - берётся после снятия комбайном полосы полезного ископаемого при задвинутых к конвейеру секциях крепи;

S - шаг установки секций (комплектов) крепи в лаве, м.

Значения удельной нагрузки (q) для механизированных крепей должны приниматься:

при двухслоевой выемке пласта с общей подготовкой слоевых лав - 300 кН/м²;

- при двухслоевой выемке пласта с раздельной подготовкой слоевых лав - 250 кН/м² (верхний слой) и 400 кН/м2 (нижний слой);

- при однослоевой выемке или выемке пласта без разделения на слои - 250 кН/м² при мощности пласта (слоя) до 1,5м; 300 кН/м² при мощности пласта (слоя) 1,5-3,0м и 400 кН/м² при мощности пласта более 3,0м.

При ширине призабойного пространства B_з ??4,2м указанные значения удельной нагрузки должны быть скорректированы в соответствии с зависимостью:

где: К - размерный коэффициент, м⁴/кН - принимаемый по результатам специальных исследований на Старобинском месторождении, К = 0,0225.

Комбинированная система разработки.

Комбинированная система разработки представляет собой сочетание двух систем разработки при отработке пласта I калийного горизонта: системы разработки длинными столбами с управлением кровлей полным обрушением для выемки V сильвинитового слоя и камерной системы для отработки слоёв III- IV. При этом межслоевая каменная соль используется в качестве защитной потолочины в период отработки III- IV сильвинитовых слоёв. Опережение выемки верхнего слоя относительно фронта очистных работ по нижним слоям должно быть не менее 150м и, как правило, составляет несколько лет (3-4 года).

Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках при камерной системе должно составлять не менее 50м.

Камеры разворота комбайнов проводятся в одну стадию с очистными работами или же с опережением на расстояние до 50м.

В случае отставания во времени очистных работ в нижних слоях более 3-х лет:

в блоковых штреках необходимо: в межслоевой пачке (потолочине) оставлять слой сильвинита мощностью 0,2-0,4м; в кровле блоковых конвейерного и вентиляционного штреков проводить вертикальную компенсационную щель глубиной 0,8-0,9м; щель прорезать после возведения анкерной крепи и не позднее, чем через 1,5мес. с момента проведения выработки;

для устранения пучения пород в блоковом конвейерном штреке необходимо проводить щель в почве по центру выработки на глубину 0,9-1,2м.

3.5 Проведение горных выработок

Горные выработки проходятся машинным (комбайновым) способом. От способа проходки выработки зависит и форма её поперечного сечения. При проходке комбайнами типа ПК-8 форма сечения приближается к округленной, а при проходке комбайнами типа Урал-10А она приближается к трапециевидной. При проходке буровзрывным способом сечение имеет прямоугольную форму. Размеры выработок зависят от их назначения и основных размеров применяемого в них оборудования.

Технология проходки горных выработок включает подготовительные работы, зарубку, проходку выработки, отгон оборудования. В процессе подготовительных работ производится подготовка комбайна, самоходного вагона и бункера-перегружателя, подводится электроэнергия, монтируется вентилятор, подвешиваются трубы. В процессе зарубки проходится выработка длиной, которая необходима для расположения комбайна и бункера-перегружателя. После зарубки осуществляется проходка выработки на запланированную длину. Затем осуществляется перемещение комбайна и бункера-перегружателя по пройденной выработке в забой новой выработки.

Наибольшее применение получили проходческие комплексы, включающие комбайн, бункер-перегружатель и самоходный вагон. Самоходный вагон может разгружать руду на скребковый или ленточный конвейер. При расстоянии от забоя до пункта разгрузки не более 350м руда доставляется одним самоходным вагоном. При большем расстоянии до пункта разгрузки самоходного вагона в работу вводится второй самоходный вагон. Один самоходный вагон доставляет руду от комбайна до места перегрузки во второй самоходный вагон, который транспортирует её до места разгрузки на конвейер. Разгрузка из вагона в вагон осуществляется последовательно. При этом разгрузочный конец вагона поднимается гидродомкратами, затем включается донный конвейер, который перегружает руду в пустой вагон. Донный конвейер последнего периодически включается.

Проходка нескольких параллельных штреков осуществляется поочерёдно одним комплексом. Длина одиночной выработки, проходимой глухим забоем, ограничена из-за сложности её проветривания, а также длиной питающего кабеля самоходного вагона (максимальная длина питающего кабеля от штрекового пускателя до вагона по условию максимальной токовой защиты не должна превышать 370м). Поэтому после проходки выработки на определённую длину комбайн отгоняется и проходится вторая параллельная выработка, которая соединяется с первой сбойками. Для проветривания проходческих забоев используются осевые вентиляторы местного проветривания.

Работы по проходке выработок организованы в 4 6-часовые смены в сутки. Непосредственно проходка выработок осуществляется в три смены, четвертая смена - ремонтно-подготовительная.

Крепление и ремонт горных выработок. В соляных рудниках для крепления капитальных горных выработок, проходимых по неустойчивым и склонным к обрушению породам, применяют арочную (металлическую) и деревянную (рамную) крепь. Такая крепь надежно предохраняет от обрушения пород.

Для поддержания в устойчивом состоянии кровли и боков горных выработок различного назначения, а также для крепления целиков в случае их преждевременного разрушения, наиболее эффективным видом крепи (для горно-технических условий Старобинского месторождения) является анкерная крепь, представляющая собой металлические анкеры, которые устанавливаются в кровле выработок и скрепляют обрушающиеся пачки породы с лежащими выше монолитными породами основной кровли.

На рудниках ПО «Беларуськалий» в качестве постоянной крепи применяются винтовые анкеры и клинораспорные анкеры типа ЭС-85П (Эстонсланец).

Металлические анкеры устанавливаются на расстоянии 1-1,5м друг от друга.

При установке клинораспорного анкера на его хвостовик надевается опорная плитка и навинчивается гайка (на 2-3 оборота). К другому концу анкера прикладываются щеки разрезной муфты. После этого анкер помещается в шпур и завинчивается гайка. Затяжка опорного болта доводится до усилия 3,5-4 т.

Винтовой анкер представляет собой металлический стержень с резьбой специального профиля по всей его длине. Один конец винта расплющен для удержания опорной плитки и закрепления в специальном редукторе, установленном на шпинделе бурового инструмента. Анкер завинчивается в пробуренный шпур на всю длину. Внешний диаметр анкера на 1?- 2,5мм больше диаметра скважины. К достоинствам винтовых анкеров относятся простота конструкции, надежность крепления, простота завинчивания анкера с помощью специального редуктора. К расчётным параметрам крепи относятся длина анкеров (минимальная мощность скрепляемых пород), а также плотность их установки (шаг по ширине и длине выработки).

При выборе длины анкера полученную при расчёте минимальную мощность скрепляемых пород кровли округляют в большую сторону до ближайшего типоразмера крепи, имея при этом в виду, что концы анкеров (что особенно важно для крепи замковой конструкции) должны располагаться в слоях каменной соли либо сильвинита.

Расчётное количество рядов анкерной крепи округляется до ближайшего значения, кратного 0,5. Например, если расчётное количество рядов штанг по ширине выработки равно 2,3, то принимается 2,5 ряда. Такое количество рядов в схеме крепления может быть реализовано следующим образом: в одном сечении устанавливается два анкера, в другом через 0,5а один и т.д. Возможна другая схема, когда в одном сечении устанавливают два анкера, в следующем на расстоянии а - три анкера и т.д.

Расстояние между рядами анкеров и между крайним рядом и стенкой должно быть не более принятого шага установки. На сопряжениях и в выработках камерного типа анкерную крепь устанавливают по квадратной сетке.

При расчётном шаге 3,0м и более, анкерная крепь в выработке не возводится.

Крепление сопряжений выработок, пересекающихся на различном уровне, производится анкерами «Эстонсланец» согласно расчёту для плоской кровли с применением в расчёте расстояния между анкерами понижающего коэффициента 0,7.

При смешанном креплении выработок анкерами «Эстонсланец» и винтовыми анкерами рекомендуется в крайних рядах (у боков выработки) устанавливать винтовые анкеры, в центральных - анкеры «Эстонсланец». Допускается регулярное чередование поперечных крепёжных сечений с различным типом анкеров.

Сетка установки анкеров для крепления отслоений в стенках эксплуатируемых выработок и целиков определяется по месту с учётом характера трещинообразования.

При необходимости повышения устойчивости нарушенных участков кровли длина анкеров, применяемых в качестве дополнительного крепления, определяется из условия подвешивания отслоившихся пород к устойчивым слоям кровли с заделкой в последние на глубину не менее 0,3м.

Временно допустимая площадь обнажения кровли без крепи при разделке различных камер и сопряжений не более 60м². Максимально допустимый разрыв во времени между проходкой и креплением не более 3-х суток с момента обнажения пород. При очистных работах с использованием комбайна Урал-10А отставание крепи от забоя составляет не более 12м; при подготовительных - не более 100м.

3.6 Выбор очистного оборудования

Параметры отработки проектируемого участка:

№ п./п.	Наименование параметра	Значение
1	Ширина панели	243,5
2	Длина столба лавы	1570м
3	Длина лавы	200
4	Вынимаемая мощность: по галиту по сильвиниту	2,06м
		0,75м
		1,31
	Ширина выработок
5	Монтажный штрек	6м
6	Вспомогательный , монтажный, вентиляционный, закладочные штреки, диагональные штреки	3м
7	Вспомогательный транспортный штрек, конвейерный штрек, транспортный штрек лавы	4,1м

Очистная выемка осуществляется селективным штрековым комбайном Электра-700СЕЛ, перемещающимся по ставу забойного конвейера Е-74. Выемку полосы комбайн выполняет в два хода. От вспомогательного транспортного штрека лавы по направлению к транспортному штреку лавы левым режущим диаметром Ш = 1,4м вынимаются глинисто-галитовые прослои 3-4 и 4-5. Одновременно с выемкой галита производится закладка отбитой глинисто-галитовой смеси в выработанное пространство с помощью, 4-х метателей, расположенных на бортовых штреках лавы и на закладочных выработках. Средний штрек диаметром Ш = 0,65м и правый штрек Ш = 1,4м в выемке глинисто-галитовых прослоев не участвуют. Средняя суммарная вынимаемая мощность двух галитовых прослоев составляет m_r = 0,75м. В направлении от бортового транспортного штрека лавы к вспомогательному транспортному штреку производится выемка сильвинитовых слоев 3-4-5 тремя режущими одновременно. При этом средний штрек Ш = 0,65м вынимает 4-й сильвинитовый слой в выдвинутом положении на 0,8м. Средняя вынимаемая мощность трех сильвинитовых слоев составляет m_c = 1,31м.

Содержание полезного ископаемого в выдаваемой руде во время очистной выемки, с учетом валовой выемки при зарубке на вспомогательном транспортном штреке, составит: KCL - 37,36%: НО - 6,1%

Очистной цикл состоит из следующих операций:

-Зарубка комбайна на вспомогательном транспортном штреке путем разделки правым выдвижным шнеком ниши на длину комбайна - 11,5м;

-Отгон комбайна с зачисткой почвы, задвижка комбайна, шнеки которого входят в образованную нишу, с одновременной передвижкой крепи за комбайном и крепи сопряжения с эстакадой по привод забойного конвейера;

-Выемка левым шнеком глинисто-галитовых прослоев 3-4 и 4-5 по направлению к транспортному штреку лавы - 188м;

- Концевые операции на транспортном штреке лавы;

-Выемка сильвинитовых слоев 3-4-5 по направлению к вспомогательному штреку лавы с одновременной задвижкой забойного конвейера и забойной крепи;

-Концевые операции на вспомогательном транспортном штреке лавы;

Работы в лаве ведутся в три смены. Четвертая отводится на ремонтно-подготовительные работы. Для выполнения операций цикла в смену лаву с одним трехшнековым комбайном и четырьмя закладочными установками обслуживает звено из 3-4 человек (1 МГВМ и 2-3 ГРОЗа). Машинист горных выемочных машин управляет комбайном, передвигает крепь во время выемки сильвинита и управляет работой забойного конвейера во время выемки глинисто-галитовых прослоев, осматривает комбайн после завершения цикла. ГРОЗ занят работами по передвижке конвейера в лаве, работе на установке механической закладки, выполнением концевых операций, зачисткой бортовых и закладочных штреков от штыба, помогает машинисту в обслуживании комбайна.

В ремонтную смену выполняются работы по профилактике комбайна, насосных станций, электрооборудования, а также по обслуживанию конвейеров.

3.7 Расчет несущей способности крепи

Таблица 3

Техническая характеристика забойной крепи

Техническая характеристика крепи БС-2.1.II (2.1.IIМ)	Величина	Ед. изм.
Рабочий диапазон крепи	1,4-2,6	м
Максимальная высота крепи	2670	мм
Минимальная высота крепи	1300	мм
Поддерживающая способность крепи (при h =2,3м)	289	кН/м2
Шаг установки крепи	2,0(1,5)	м
Масса секции	6,6(5,6)	т
Давление питания	32	МНа
Количество стоек в секции	4	шт.
Предварительное сопротивление стойки	461	кН
Рабочее сопротивление стойки	554	кН
Диаметр поршня гидростойки	165	мм
Настройка предохранительного клапана гидростойки	38	МПа
Усилие передвижки крепи	304	кН
Усилие передвижки конвейера	143	кН
Шаг передвижки секции	800	мм
Ширина верхняка	1370	мм
Длина верхняка	2700	мм

Конструктивные параметры крепи по условию вынимаемой мощности должны удовлетворять следующему условию:

H_min ? m_min х (1 - (a х L_з)) - b - t ,м

H_max ?m_max (1 - (a х L_п)) ,м

где: m_min и m_max - минимальная и максимальная вынимаемая мощность пласта соответственно 1,9 м и 2,1 м;

L_з и L_п - расстояние от груди забоя до оси задней и передней стойки секции крепи, м;

а - коэффициент опускания кровли, 1/м, равный 0,015;

b - запас на разгрузку крепи от горного давления. Для пластов с мощностью 1,5м и более b = 50мм;

t - суммарная толща породной продукции под основанием и на перекрытии секций, при m ? 1,5м t = 45мм.

Проверка конструктивных параметров крепи типа БС-2.1 выполняется для положения, когда комбайном выполняется опережающий вруб. В этом случае ширина призабойного пространства увеличена на 0,8м по отношению к обычному положению крепи

L_п = 800 + 800 + 540 + 732 + 590 + 1100 = 4562мм = 4,56м;

L_з = 4,56 + 0,85 = 5,41м;

H_min ? 1,9 х (1 - (0,015 х 4,56)) - 0,05 - 0,045 = 1,765м

H_max ? 2,1 х (1 - (0,015 х 5,41)) = 1,93м

Условие удовлетворяется: 1,765 < 1,9 и 2,6 > 1,93.

Несущая способность механизированной крепи в лаве должна быть не ниже удельной нагрузки от горного давления и определяется по формуле:

, кН/м²;

где: Q_с - рабочее сопротивление секции, кН;

В_з - ширина призабойного пространства, м;

S - шаг установки секции в лаве, м;

При ширине призабойного пространства В_з >4,2м значение удельной нагрузки должно быть скорректировано в соответствии с зависимостью:

q_к = q + , кН/м²

где: q - удельная нагрузка от горного давления.

При мощности пласта 1,5-3,0м, значение q = 300 кН/м²;

k - размерный коэффициент, равный 0,0225 м⁴/кН

Расчетные значения несущей способности крепи должны удовлетворять условию: q ? q; q_с ? q_k , кН/м²

Рассчитаем несущую способность крепи БС-2.1П при диаметре поршневых полостей применяемых гидростоек d = 170 мм = 17 см.

Q_c = 1,02 х P_nk х S_n х g х n ;

где: P_nk - давление настройки предохранительного клапана гидростойки, бар.

S = (рd²) : 4 - площадь поперечного сечения, м/с²;

g - 9,81 ускорение свободного падения, м/с²;

n - количество гидростоек в секции, шт.

Q_c = 1,02 х 380 х ((р х 17²) ч 4) х 9,81 х 4 = 3452 , кН

Шаг установки секции крепи, в соответствии с протоколом технического совещания по вопросу размещения забойной крепи в лаве на проектируемого участка 1-го калийного горизонта 1РУ от 03.04.2003г:

-у бортовых штреков и центре лавы - 1,5м (87 секций)

-между бортовыми и закладочными штреками лавы - 2м (30 секций)

Ширина призабойного пространства В_з = 4,56м.

q_с = кН/м² ; q_с = кН/м²;

так как у нас В_з > 4,2м определяем q_k:

q_k = , кН/м²;

Условие q_c ? q; q_c ? q_k , выполняется, следовательно крепь БС-2.1П и крепь БС-2.1ПМ подходит для эксплуатации в условиях проектируемого участка Первого горизонта.

После того как очистной забой подойдет к существующему, ранее пройденному, вентиляционному штреку и собьется с ним, предусмотрена замена одной секции забойной крепи БС-2.1П на приштрековую крепь «Фазос» 22/34, имеющуюся на руднике 1 РУ.

3.8 Расчет производительности комбайна Электра-700СЕЛ

Исходные данные для расчета:

1. Мощность вынимаемого слоя: по сильвиниту - 1,31м по галиту - 0,75м

2. Длительная скорость подачи по сильвиниту - 2,5 м/мин

3. Длительная скорость подачи по галиту - 4 м/мин

4. Мощность двигателя резания - 2 х 230 кВт

5. Ширина захвата вынимаемой полосы - 0,8 м

6. Величина выдвижения правого и среднего режущих органов относительно стандартного положения - 0,8 м

7. Передвижение комбайна с помощью встроенной безцепной системы подачи Айкотрак

8. Конвейер забойный - 600 т/час

9. Вес комбайна - 58 тонн

Расчет

1. Время по добыче в сутки с выполнением вспомогательных операций и предусмотренным коэффициентом на отдых составляет 16,25 часа, или

6 х 3 х 60 = 1080 мин

1080 - ((25 х 3) + (10 х 3)) / 60 = 16,25 час

25 мин - время на подготовительно - заключительную работу в смену;

10 мин - время на личные надобности в смену МГВМ

2. Оперативное время при выполнении одного цикла составит 220, 4 мин в том числе:

а) концевые операции на конвейерном штреке лавы:

3 мин - выдвижение и установка правого режущего d = 1,4 м на выемку ниши по слоям 5 ч 4; 5 ч 4 ч 3; 4, зарубка;

11,5 : 2,5 = 4,6 мин - выемка ниши правым выдвижным шнеком d = 1,4 м;

3 мин - задвижка правого режущего в нормальное положение, переворот щитка;

11,5 : 7 = 1,6 мин - отгон комбайна к КШЛ с зачисткой призабойного пространства;

10 мин - задвижка конвейера с комбайном в нишу, передвижка эстакады с приводом забойного конвейера, передвижка крепи сопряжения;

4 мин - переворот щитков и установка левого режущего на выемку галита;

итого на КШЛ - 26,2 минуты

в) выемка галита:

(200 - 11,5) : 4 = 47,1 мин

11,5 - длина зарубки при устройстве ниши

10 мин - остановка конвейера и комбайна при переключении метателей, реверсирование забойного конвейера;

итого при выемке галита - 57,1 минуты

в) зарубка на выемку сильвинита:

4 мин - переворот щитков, установка левого режущего на выемку 5-го слоя;

10 : 2,5 = 4 мин - выемка 5-го слоя левым шнеком;

4 мин - разворот щитка на левом шнеке и зарубка на выемку 3-го слоя;

10 : 2,5 = 4 мин - выемка 3-го слоя левым шнеком в направлении к ТШЛ;

2,1 - разворот щитка левого режущего;

6 мин - установка трех режущих шнеков на выемку сильвинита;

итого на ТШЛ - 24,1 минуты

г) выемка сильвинита:

200 : 2,5 = 80 мин

3 мин - остановка комбайна, опускание и зарубка правым режущим в 3-й слой за 11,5 м до КШЛ;

итого при выемке сильвинита - 83 мин

д) осмотр комбайна, замена зубков, проверка и заливка при необходимости смазки - 20 мин

е) прочие работы (разбивка негабаритов, зачистка штыба, мелкий ремонт и др.) - 10 мин

3. Время на цикл с учетом коэффициента 10% от оперативного времени и предусмотренного на отдых, составляет:

220,4 х 1,1 = 242,4 мин или 4,04 часа

4. Количество циклов в сутки: 16,25 : 4,04 = 4,0

5. Выход руды с цикла в среднем при мощности вынимаемого пласта:

2,06 м - средняя вынимаемая мощность с учетом прихвата до 5 см в кровле и почве лавы

1,31 м - вынимаемая мощность по сильвиниту;

0,75 м - вынимаемая мощность по галиту;

(200 - 6) х 2,06 х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 626,7 т

6. Добыча руды в сутки:

626,7 х 4 = 2506,8

сильвинита при m = 1,31 м

(200 - 6 - 11,5) х 1,31 х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 374,9 т

валовая выемка:

((8 х 2,06) + ( 3,5 х 1,41)) х 1,98 х 0,8 х 0,99 = 33,4 т

всего: 374,9 + 33,4 = 408,3 т

Суточная производительность по руде составит:

408,3 х 4,0 = 1633,2 т

Месячная производительность при работе 25 дней в месяц:

1633,2 х 25 = 40830 т/мес

Годовая производительность (по очистным работам) при режиме работы горизонта, согласно плану горных работ 1 РУ на 2004 г, - 283 дня в году:

1633,2 х 283 = 462195 т/год

Годовая производительность лавы по подготовительным работам определяется по формуле

462195*0.1 = 46219,5 т/год

Подвигание очистного забоя составит:

4 х 0,8 = 3,2 м/сутки

3,2 х 25 = 80 м/месяц

80 х 11 = 880 м/год

3.9 Технико-экономические показатели лавы

№ п/п	Наименование показателей	Единицы измерения	Показатели
1	Вынимаемая мощность (средняя)	м	2,06
2	Угол падения пласта	Град.	1,7
3	Сопротивление пласта резанию	Кгс/см	1,98
4	Объемный вес	т/м3	1,98
5	Прочность почвы		прочная
6	Устойчивость кровли		средней устойчивости
7	Способ управления кровлей		комбинированный: полное обрушение + бутовые полосы
8	Длина лавы	м	200
9	Ширина захвата	м	0,8
10	Схема работы комбайна		челноковая
11	Скорость подвигания очистного забоя	м/сут	3,2
12	Выход горной массы с одного цикла	т	626,7
13	Количество циклов в сутки		4
14	Содержание полезного компонента в руде	%	37,36
15	Содержание НО в руде	%	6,1
16	Суточная производительность комплекса:	т/сут	по сильвиниту - 1633,2
			по галиту - 873,6
17	Производительность рабочих	т/сут	179,1

3.10 Проветривание I калийного горизонта

Проветривание выработок осуществляется за счет общешахтной депрессии. Свежая струя поступает по стволу №2, выработкам главных северных транспортных штреков Второго горизонта, далее по бремсбергам на главные выработки Первого горизонта и затем по главным конвейерному, транспортному №1 и №2 штрекам к проектируемому участку. Исходящая струя в обратном порядке от панели по вентиляционным штрекам поступает к стволу №3. Тупиковые забои проветриваются вентиляторами местного проветривания, которые устанавливаются в соответствии с проектом производства работ, составленными и утвержденными в установленном порядке.

3.10.1 Расчет количества воздуха для проветривания проектируемого участка на период ведения подготовительных работ

1.1 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания подготовительных выработок.

1.1.1 Количество воздуха необходимое для проветривания подготовительной тупиковой выработки по факторам «взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» (окислы азота, оксид углерода, сероводород):

, м³/мин

где: К_п -коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в выработку, К_п = 1,43

К_у- коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе, для гибкого трубопровода из прорезиненной ткани типа М диаметром d = 600 мм длиной ? 400 м К_у = 1,25

g - газоносность пласта по соответствующему газу, м³/м³, по метану

g = 0,1 м³/м³

К_н - коэффициент неравномерности газоносности по соответствующему газу, по метану К_н = 1,35

К_д - коэффициент дегазации отбитой горной массы, К_д = 0,9

J - производительность комбайна, м/мин, для ПК-8МА J = 2,3 т / мин

j - объемный вес руды, т / м³, j = 2,09 т/м³

C - допустимая концентрация соответствующего газа в исходной струе из подготовительной выработки, %, для метана С = 0,5 %

м³/мин

1.1.2 Необходимое количество воздуха по фактору «температура воздуха»

, м³/мин,

где: К_п = 1,43;

К_з - коэффициент, учитывающий тип забоя, К_з = 50

К_у = 1,25

К_к - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса, К_к = 0,5

N - суммарная мощность электродвигателей оборудования, кВт, для ПК-8МА N = 360 кВт

з - средневзвешенный КПД оборудования, з = 0,92

К_т - коэффициент, учитывающий вынос тепла, К_т = 1,0

Т - температура поступающего в выработку воздуха, ?С, Т = 17 ?С

, м³/мин

1.1.3 Необходимое количество воздуха по фактору «минимальная допустимая скорость»:

, м³/мин

где: К_п = 1,43;

S_к - площадь сечения одного комбайнового хода, м², для ПК-8МА S_к = 8,1

, м³/мин

1.1.4 Необходимое количество воздуха по фактору «наибольшее количество людей в смене»

, м³/мин

где: g_ч - норма воздуха на одного человека, g_ч = 6 м³/мин

N_л - максимальное количество людей в смене, N_л = 3

, м³/мин

Так как работают одновременно два комбайна, то , м³/мин.

Количество воздуха для проветривания тупиковой выработки принимаем по фактору «температура воздуха». Т. к. подготовку ведут два комбайна ПК-8МА, то количество воздуха для проветривания подготовительных выработок

Q_выр = 143 х 2 = 268 м³/мин

1.2 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания проектируемого участка

Q_пан = Q_выр + Q_ут , м³/мин,

где: Q_ут - величина утечек воздуха через вентиляционные сооружения в пределах панели, м³/мин

Q_ут = j_шл х Q_{ут шл} + j_г х Q_{ут г} + j_дв х Q_{ут дв} , м³/мин,

где: j_шл, j_г, j_дв, - количество вентиляционных сооружений на панели, соответственно, шлюзов, глухих перемычек и солебетонных перемычек с дверями, j_шл = 0, j_г = 7, j_дв = 7;

Q_{ут дв} - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м³/мин

Q_{ут дв} = 9,2 м³/мин

Q_{ут дв} - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м³/мин

Q_{ут дв} = 4,8 м³/мин

Q_ут = (7 х 9,2) + (7 х 4,8) = 98 м³/мин,

Q_пан = 289 + 98 = 384 м³/мин

1.3 Проверка по выхлопным газам от ДВС

Количество воздуха, проходимое по транспортным выработкам, в которых предусмотрено периодическое использование машин с ДВС, должно быть достаточным для разжижения выхлопных газов ДВС, т.е. быть не меньше, чем определенное по формуле:

Q_ДВС = q х N , м³/мин

где: q - расход воздуха, приходящийся на 1 л. с. номинальной мощности двигателя, м³/мин, q = 5 м³/мин для дизельных двигателей

N - суммарная номинальная мощность одновременно работающих в выработке машин с ДВС, N = 75 л. с. для трактора МТЗ.

Q_ДВС = 5 х 75 = 375 м³/мин (>286 м³/мин),

Q_план = Q_ДВС + Q_ут = 375 + 98 = 473 м³/мин.

Количество воздуха для проветривания проектируемого участка принимаем по максимальному фактору Q_пан = 473 м³/мин.

Таблица расчетных данных потребности воздуха на период ведения подготовительных работ

Наименование работ, фактора	Количество воздуха по факторам, м3/мин
	Q1	Q2	Q3	Q4	Qдвс
Подготовительные работы	47,8	268	104,3	36	375
Итого с учетом утечек	145	384	202,3	134	473

1.4 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горизонта

Q_гор = Q_пан + Q_{ут г} , м³/мин,

где: Q_пан - количество воздуха, для проветривания панели, м³/мин, Q_пан = 473 м³/мин;

Q_{ут г} - количество утечек воздуха через вентиляционные сооружения за пределами панели,

Q_{ут г} = j_шл х Q_{ут шл} + j_{ут г} х Q_{ут г} + j_дв х Q_{ут дв}, м³/мин

где: j_шл, j_г, j_дв - количество вентиляционных сооружений за пределами панели, соответственно, шлюзов, глухих солебетонных перемычек и солебетонных перемычек с дверями,

j_шл = 1, j_г = 7, j_дв = 14;

Q_{ут шл} - норма утечек воздуха через шлюз, м³/мин,

Q_{ут шл} = 0,76 х 35,7 = 27,1 , м³/мин

Q_{ут г} - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м³/мин

Q_{ут г} = 20,9 м³/мин

Q_{ут дв} - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку, м³/мин

Q_{ут дв} =35,7 м³/мин

Q_{ут г} = 1 х 27,1 + 7 х 20,9 + 14 х 35,7 = 673,2 м³/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания горизонта на период ведения подготовительных работ:

Q_гор = 473 + 673,2 = 1146,2 , м³/мин

3.10.2 Расчет количества воздуха для проветривания проектируемого участка на период ведения очистных работ

2.1 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания лавы.

2.1.1 Количество воздуха, необходимого для проветривания лавы по факторам «взрывоопасные газы» и «природные ядовитые газы» ( окислы азота, оксид углерода, сероводород), определяется по формуле:

, м³/мин

где: К_п - коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в лаву,

К_п = 1,0

К_у - коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе,

К_у = 1,0

g - газоносность по соответствующему газу, для метана g = 0,1 м³/м³

К_н - коэффициент неравномерности газоносности по соответствующему газу, для метана К_н = 1,35

К_д - коэффициент дегазации отбитой горной массы, К_д = 0,9

J - производительность комбайна, т/мин, J = 2,3 т/мин

j - плотность руды в целике, т/м³, j = 2,09 т/м³

С - допустимая концентрация соответствующего газа в исходящей струе лавы, % , для метана С = 0,5 %

м³/мин

2.1.2 Необходимое количество воздуха по фактору «температура воздуха»

, м³/мин,

где: К_п - коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в лаву,

К_п = 1,0

К_з - коэффициент, учитывающий тип забоя, К_з = 35

К_у = 1,0

К_к - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса, К_к = 0,7

N - суммарная мощность электродвигателей оборудования, кВт, для Электра-700СЕЛ N = 750;

з - средневзвешенный КПД оборудования, з = 0,88

К_т - коэффициент, учитывающий вынос тепла, К_т = 0,9

Т - температура поступающего в лаву воздуха, ?С, Т = 17 ?С

м³/мин

2.1.3 Необходимое количество воздуха по фактору «пыль»

Q₃ = 60 х V_л(S_л - S_м), м³/мин,

где: V_л - эффективная скорость по выносу пыли, V_л = 0,5 м/с

S_л -площадь сечения призабойных частей лавы до передвижки крепи, м²

S_л = 11,1 м²

S_м - миделево сечение крепи и скребкового конвейера, м²,

S_м = 1,9 м²

Q₃ = 60 х 0,5(11,1 - 1,9) = 276 м³/мин

2.1.4 Необходимое количество воздуха по фактору «наибольшее количество людей в смене»

Q₄ = g_ч х N_л, м³/мин

где: g_ч - норма воздуха на одного человека, g_ч = 6 м³/мин

N_л -максимальное количество людей в смене, N_л = 4

Q₄ = 6 х 4 = 24 м³/мин

Количество воздуха принимаем по фактору «пыль». То есть на начальном этапе, для проветривания лавы, по конвейерному и вспомогательному транспортному штрекам необходимо подавать 276 м³/мин (I). Когда лава начнет работу по схеме с центрально расположенным вентиляционным штреком по бортовым выработкам необходимо подавать Q₄ = 276 х 2 =552 м³/мин (II).

2.2 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания проектируемого участка

Q_пан = Q_л + Q_ут, м³/мин,

где: Q_ут - величина утечек воздуха через вентиляционные сооружения в пределах панели, м³/мин

Q_ут =j_шл х Q_{ут шл} + j_дв х Q_{ут дв}, м³/мин

где: j_шл, j_г, j_дв - количество вентиляционных сооружений на панели, соответственно, шлюзов, глухих солебетонных перемычек с дверями, j_шл = 0, j_г = 7, j_дв = 7;

Q_{ут дв} - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м³/мин

Q_{ут дв} = 9,2 м³/мин

Q_{ут гл} - норма утечек воздуха через глухую солебетонную перемычку, м³/мин

Q_{ут дв} = 4,8 м³/мин

Q_ут = (7 х 9,2) + (7 х 4,8) = 98 м³/мин

Q_пан = 276 + 98 = 374 м³/мин (I)

Q_пан =552 + 98 = 650 м³/мин (II)

2.3 Проверка по выхлопным газам по ДВС

Количество воздуха, проходящее по транспортным выработкам, в которых предусмотрено периодическое использование машин с ДВС, должно быть достаточным для разжижения выхлопных газов ДВС, т. е. быть не меньше, чем определенное по формуле:

Q_двс = q х N, м³/мин

где: q - расход воздуха, приходящийся, на 1 л. с. номинальной мощности двигателя, м³/мин, q = 5 м³/мин для дизельных двигателей

N - суммарная номинальная мощность одновременно работающих в выработке машин с ДВС, л. с., N = 75 л. с. для трактора МТЗ.

Q_двс = 5 х 75 = 375 м³/мин (>276 м³/мин, <552 м³/мин)

Q_пан = Q_двс + Q_ут

Q_пан = 375 + 98 = 473 м³/мин (I)

Количество воздуха для проветривания панели принимаем:

До сбойки с вент штреком - Q_панг = 473 м³/мин, (по фактору ДВС) (I)

После сбойки с вентштреком - Q_пан = 650 м³/мин, (по фактору «пыль») (II)

Таблица расчетных данных потребности воздуха на период ведения очистных работ

Наименование работ, фактора	Количество воздуха по факторам, м3/мин
	Q1	Q2	Q3	Q4	Qдвс
Очистная выемка до сбойки с вент. штреком	26,7	220,5	276	24	375
Итого с учетом утечек	124,7	318,5	374	122	473
Очистная выемка после сбойки с вент. штреком	26,7	220,5	552	24	375
Итого с учетом утечек	124,7	318,5	650	122	473

3.10.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горизонта

Q_гор = Q_пан + Q_{ут г} , м³/мин

где: Q_пан - количество воздуха, необходимое для проветривания панели, м³ /мин

Q_пан = 513 м³/мин (I); Q_пан = 690 м³/мин (II); Q_пан = 557 м³/мин (III)

Q_{ут г} - количество утечек воздуха через вентиляционные сооружения за пределами панели,

Q_{ут г} = j_шл х Q_{ут шл} + j_г х Q_{ут г} + j_дв х Q_{ут дв} , м³/мин

где: j_шл, j_г, j_дв - количество вентиляционных сооружений за пределами панели, соответственно шлюзов, глухих солебетонных перемычек с дверями,

j_шл = 1, j_г = 7, j_дв = 6;

Q_{ут шл} - норма утечек воздуха через шлюз, м³/мин,

Q_{ут шл} = 0,76 х 35,7 = 27,1 м³/мин,

Q_{ут г} - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку, м³/мин,

Q_{ут г} = 20,9 м³/мин,

Q_{ут дв} - норма утечек воздуха через солебетонную перемычку с дверями, м³/мин

Q_{ут дв} = 35,7 м³/мин

Q_{ут г} = 1 х 27,1 + 7 х 20,9 + 14 х 35,7 = 673,2 , м³/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания горизонта на период ведения очистных работ:

Q_гор = 473 + 673,2 = 1146,2 м³/мин (I)

Q_гор = 650 + 673,2 = 1323,2 м³/мин (II)

Для обеспечения проектируемого участка необходимым количеством воздуха по максимальному фактору (запыленность очистного забоя), - 1323,2 м³/мин

Согласно плану производства работ 1РУ на 2003г., для проветривания рудника необходимо подавать в шахту следующее количество воздуха:

- на гор. -264м - 4697 м³/мин,

- на гор. -305м - 3297 м³/мин,

- на гор. -430м - 15645 м³/мин,

Техническая производительность вентилятора главного проветривания ВРЦД-4.5 составляет -500 м³/сек (30000 м³/мин) при депрессии 580 мм водяного столба. Следовательно, с учетом внешних утечек через поверхностный комплекс (согласно нормативам это 3644 м³/мин) для проветривания рудника необходимо подавать в шахту 28607 м³/мин, что обеспечивается существующим вентилятором ВРЦД-4.5.

3.11 Подземный транспорт

3.11.1 Конвейерный транспорт

Руда отбитая проходческим комбайном ПК-8МА, накапливается в бункере-перегружателе БП-14, от него транспортируется самоходным вагоном 5ВС15М (при необходимости двумя) к перегружателю передвижному скребковому ППС «Универсал », с которого перегружается на панельный ленточный конвейер КЛ-600 и затем на конвейер главного направления I-го горизонта. Далее системе конвейеров главного направления I-го горизонта, бремсберговому конвейеру, системе конвейеров 2-го горизонта, руда поступает к стволу №4.

Порода от поддира и зачистки выработок, пройденных ранее, складируется в выработки складирования, а также в выработки, утратившие свое предназначение в силу изменившегося порядка отработки.

Руда, отбитая комбайном Электра-700СЕЛ во время очистной выемки, транспортируется вдоль забоя забойным конвейером Е-74 (DBT), затем перегружается на питатель №1 СПШ-1-228 «Универсал», затем на спаренные штрековые конвейеры Вальбот, затем на поперечный скребковый конвейер СПШ-1-228 «Универсал» и на ленточный конвейер КЛ-600, расположенный в конвейерном штреке проектируемого участка. Затем руда по системе конвейеров КЛ-600, расположенных в конвейерном штреке, транспортируется к конвейеру главного направления I-го горизонта и далее, как при горноподготовительных работах к стволу №4. По мере подвигание лавы, после полной надвижки одного штрекового конвейера Вальбот на другой, на соответствующего длину (80м) ленточный конвейер укорачивается, поперечный конвейер перетягивается в следующую сбойку, а второй штрековый конвейер снова вытягивается на 80 метров.

Реверсируемый питатель СПШ-1-228 предназначен для сакладирования глинисто-галитовых отходов в выработанное пространство, и является промежуточным, но необходимым звеном при перегрузке руды с забойного конвейера на штрековый конвейер.

Складирование глинисто-галитовых отходов осуществляется следующим образом: отбитая порода по реверсированному забойному конвейеру Е-74 через отверстия в рештаках транспортируется к питателям №2 и №3 расположенных в закладочных штреках и с помощью установки механической закладки (УМЗ) забрасывается в выработанное пространство, Крупные куски, а также мелкая фракция, не попавшая на питатели №2 и №3, транспортируется по забойному конвейеру на бортовой транспортный штрек и с помощью питателя №4 и УМЗ складируется в выработанном пространстве. После пересечения комбайном Электра-700СЕЛ закладочного штрека №2, забойный конвейер реверсируется, и складирование отходов осуществляется с помощью питателей №3, №2 и №1 и соответствующих УМЗ в выработанное пространство.

Расчет максимальных грузопотоков

Расчет максимальных грузопотоков производится для определения критической длины ленточного конвейера, расположенного в конвейерном штреке проектируемого участка.

Исходные данные для расчета:

Длительная скорость подачи комбайна при выемке сильвинита - 2,5 м/мин.;

Вынимаема мощность сильвинита - 1,31м;

Ширина захвата полосы - 0,8м;

Производительность забойного конвейера - Е-74 - 600 т/час;

Скорость движения цепи - 1,12м/с;

Мощность привода КЛ-600 - 2 х 75 кВт;

Конвейерная лента:

-ширина - 1000 мм;

-скорость передвижения - 2,6 м/с;

Угол наклона конвейера КЛ-600 - 1,7? (вверх);

Время работы конвейера в сутки - 17,5 часов;

Объемный вес руды - 1,98т/м³;

Определяем минутный грузопоток от работы комбайна в обычном режиме:

Q = m х b х г х v = 1,31 х 0,8 х 1,98 х 2,5 = 5,2 т/мин

Минутная производительность забойного конвейера составит - 10 т/мин., значит, забойный конвейер может принять проектируемый грузопоток.

Произведем проверочный расчет возможного пикового грузопотока, для определения оптимальной длины ленточного конвейера, расположенного в конвейерном штреке.

; м

; м

Поле расстановки ленточных конвейеров КЛ-600, привязки камер приводов к сбойкам между вспомогательным транспортным штреком и конвейерным штреком, получаем максимальную длину конвейера - 420 м.

3.11.2 Вспомогательный транспорт

Доставка людей от ствола до рабочих мест предусматривается с помощью автотранспорта. Для этой цели используются автомашины, имеющиеся на Втором горизонте типа: Минка-26, МТ-353, МГЛ-363, М-22А. Для доставки материалов и оборудования используются тракторы тепа МТЗ-80(82), ТДТ-55, МТЗ-572, ВТЗ-30 и др., а также погрузочно-доставочные машины типа ПД-5, ПГТ-10, «Амкодор МД» имеющиеся на горизонте -264м. рудника 1РУ.

Для зачистки выработок используются бульдозеры и погрузочные машины 2ПНБ-2. Для поливки выработок используется техника, имеющаяся на гор.-264м.

4. Специальная часть

4.1 Введение

На Старобинском месторождении калийных солей по данным геологоразведки с поверхности до 1977г. Было установлено, что верхней границей водозащитной толщи над разрабатываемыми калийными горизонтами является кровля соленосных отложений.

В период с 1977г. по 1979г. на площади горных отводов рудников ПО «Беларуськалий» проведено комплексное исследование надсолевых пород по методике, разработанной ВНИИГом.

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

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

Таким образом, полученные в процессе комплексных исследований новые данные позволили доказать, что породы ГМТ безводны и водоупорны, а глинисто-мергелистые разности пород обладают высокими водозащитными свойствами.