7.4.3 Расчет графика организации работ. Время потерь рабочего времени и трудоемкость потерь

Трудоемкость:

T_п = t _п Ч n _л , (7.2)

где t _п - время потерь; n_л - количество рабочих в лаве.

t _п = t_п Ч 30 + t_{тех.обсл.} + t _{проверки мех.} + t _{подтяжка} + t _пр, мин (7.3)

t _п = 2 Ч 30 + 2 Ч 25 + 6 + 6 +10 = 132 чел.мин = 2,2 чел.часа

Число человеко-смен:

(7.4)

где V - объем работы на смену; Н _выр - норма выработки.

Коэффициент потерь рабочего времени:

, (7.5)

где - общее число человеко-смен по операциям цикла; T -продолжительность смен, час.

Трудоемкость работ:

, чел. час. (7.6)

Таблица 7.4 Приложение к графику организации труда

№	Рабочие операции	Ед. Изм	Объем работ на смену	Норма выработки H выр	Число человеко-смен Ho	Трудо-емкость, Чел.час	Время выполн. операций, мин
1	Отбойка руды комбайном, перегрузка, доставка самоходным вагоном,выгрузка	Т	446	334	1,161	5,26	158
2	Наращивание вентиляционного става труб	М	25	131	0,19	0,86	52
3	Бурение дегазационных шпуров	П.м.	75	93	0,806	3,7	110

7.4.4 Расчет календарного плана подготовительно-нарезных работ

Расчет времени производится на проведение двух выработок длиной 100м.

Из графика организации работ следует, что один 100-метровый ход будет пройден за 4 смены.

Время на отгон задним ходом:

(7.7)

Время проведения сбойки на параллельный ход:

(7.8)

Расширение выработки до 4,5м (S=13,5м²) боковой подрубкой:

(7.9)

Общее время на проведение двух выработок сечением 8,5м² и 13,5м² :

Сечение 13,5м²:

(7.10)

Сечение 8,5м²:

(7.11)

Расчет времени необходимого на подготовку панели комплексом ПК-8 приведен в таблице 7.5.

Таблица 7.5 Время необходимое на подготовку панели комплексом ПК-8

Очередь проведения	ПК № 1	ПК № 2
	название выработки	длина	время	название выработки	длина	время
I	Разгрузочный штрек №1 по IV с.с.	2200	7,9	Панельный конвейерный штрек	2200	8,7
	Конвейерный штрек №1 по IV с.с.	2200		Транспортный штрек №1 по II и IIIс.с.	2200
II	Монтажный штрек №1	180	0,47	Монтажный штрек №2	150	0,41
III	Разгрузочный штрек лавы №1	2200	8,7	Конвейерный штрек лавы №2	2200	4,67
	Транспортный штрек лавы №1	2200
IV	Технологическая сбойка лавы №1	4*180	0,47	Технологическая сбойка лавы №2	4*150	0,41
V	Транспортный штрек лавы №1	2200	4,67	Транспортный штрек лавы №2	2200	8,7
				Разгрузочный штрек лавы №2	2200
VI	Монтажный штрек №1	180	1,0	Транспортный штрек лавы №2	2200	4,67
VII	Монтажный штрек №1	180	1,0	Конвейерный штрек лавы №2	2200	4,67
	ИТОГО = 2,3 года	24,14	ИТОГО = 2,4 года	29,61

Коэффициент подготовки:

, (м/1000т) (7.12)

где L_пн - полная длина подготовительно-нарезных выработок; Q_п - запасы руды в панели, подлежащей выемке, т; Q_пн - количество горной массы, добытой попутно при П.Н.Р., т;

7.5 Расчет себестоимости одного метра выработки

Расчет производится по статьям затрат: заработная плата, амортизация, материалы, электроэнергия.

Таблица 7.6 Затраты на заработную плату

№	Профессия	Тариф, руб.	Кол-во рабоч	Основная зарплата, руб.	Дополнительная зарплата	Усл. днев. зароб.
				по тарифу	доплата 30%	премия 36,5%	Выслуга лет %	Сумма, Руб.
1	Машинист комбайна VI р.	165609	8	3974616	1192385	1450734	15	596192	7213927
2	ГРОЗ	141826	8	3403824	1021147	1242395	15	510573	6177939
Итого, бел.руб.:	13391866
Итого, рос.руб.:	191312

Затраты по основной и дополнительной заработной плате на один погонный метр:

C_з.п = 13391866/75 =178558 руб/м

Таблица 7.7 Затраты на амортизацию основных фондов

№	Наименование	Единица измерения	Общая стоимость,тыс.руб.	Норма аммор. Отчисл. %	Сумма отчислений, тыс.руб
					на год	на месяц
1	Комбайн ПК-8	Штук	8607200	22,2	1910798	159233
2	Бункер-перегружатель БП-3	Штук	1197942	20	239588	19966
3	Самоходный вагон 5ВС-15М	Штук	1550877	20	310175	25847
4	Вентилятор ВМ	Штук	541075	16,1	87113	7259
5	Трансформатор ТКШВП 380/6	Штук	166671	10	16667	1388
6	Пусковая аппаратура	Штук	110740	10	11074	922
Итого, бел.руб.:	214618
Итого, рос.руб.:	3065

Подвигание забоя за месяц 1650м, затраты на амортизацию составят:

Са = 214618000/1650 = 130071 руб/м.

Затраты на электроэнергию:

Средний расход электроэнергии при ПГВ составляет 8 кВт*час/т. Общий расход электроэнергии составит 5866080 кВт*час

Стоимость электроэнергии : C_эл = 5866080*11711 = 68697662,8тыс.руб

Протяженность панельных выработок L = 94440м

Затраты на электроэнергию C_э = 68697662880/94440 = 727421руб/м

Таблица 7.8 Затраты на материалы

№	Наименование	Единица измерения	Суточный расход	Стоимость, руб.	Затраты
1	Резцы отб.	Штук	48	79459	3814032
2	ГСМ	Кг	6	95151	570906
3	Винтовые штанги		90	46746	4207140
4	Лесоматериал	М3	0,6	1256272	753763
5	Неучтен. материал				910270
Итого, бел.руб.:	10256111
Итого, рос.руб.:	146515

Затраты на материалы на 1 п.м: C_м =10256111/75 = 136748 руб/м

Таблица 7.9 Стоимость проходки одного метра выработки (бел.руб.)

№	Статья затрат	Себестоимость, руб.
1	Заработная плата	178558
2	Амортизация оборудования	130071
3	Затраты на электроэнергию	727421
4	Затраты на материалы	136748
Итого:	1172798

Таблица 7.10 Стоимость проходки одного метра выработки (рос.руб.)

№	Статья затрат	Себестоимость, руб.
1	Заработная плата	2550
2	Амортизация оборудования	1858
3	Затраты на электроэнергию	10391
4	Затраты на материалы	1953
Итого:	16752

8. Система разработки

В настоящее время на рудниках ПО “Беларуськалий” при отработке Третьего пласта (за исключением краевых и притектонических зон) нашла широкое применение слоевая выемка, которая обеспечивает по сравнению с камерной и комбинированной системами разработки лучшие технико-экономические показатели [1]. Сущность слоевой выемки заключается в том, что III пласт делится на два слоя: верхний (IV сильвинитовый) слой мощностью 1-1,3 м и нижний (II, II - III, III) слой суммарной мощностью 1,9-2,1 м. Данные слои отрабатываются механизированными комплексами, причем очистные работы в верхнем слое ведутся с опережением относительно нижнего слоя. Во всех вариантах слоевой выемки нижняя лава располагается в поле выемочного столба верхней лавы.

Для подготовки каждого слоя проводятся выемочный и монтажный штреки с вспомогательными выработками. Подготовительные выработки нижней лавы проводятся под извлеченным ранее IV сильвинитовым слоем. Роль перекрытия от пород, обрушенных в результате опережающей выемки верхнего слоя, выполняет межслоевая пачка каменной соли III-IV, оставляемая в выработанном пространстве.

В зависимости от величины опережения очистных работ в слоях, панельные выработки проводятся общими для верхней и нижней лав, или же для каждой лавы нарезаются свои панельные выработки. Наибольший экономический эффект от применения слоевой выемки достигнут в варианте с малым (80 - 400 м) опережением очистных работ в слоях. В данном варианте за счет размещения панельных выработок, которые являются общими для обеих лав, “внутри” выработок верхней лавы обеспечивается уменьшение размера междупанельного целика и повышение за счет этого извлечения полезного ископаемого с 45-48 % (вариант с большим опережением очистных работ в слоях) до 50-52 %.

8.1 Краткая геологическая характеристика пласта и вмещающих пород

Третий калийный горизонт имеет повсеместное распространение и залегает на глубине 475-717 м с погружением пласта на восток и северо-восток под углом 1-3%.

Слои сильвинита представлены неравномерным чередованием прослойков сильвинита, каменной соли и глины.

Промышленными являются II , III и IV слои нижней сильвинитовой пачки. Пласт по мощности изменяется в пределах 6 - 10 см. Калийный пласт разбит сетью геологических трещин, заполненных сильвинито-карналлитом, карналлитом и галитом.

В кровле IV сильвинитового слоя залегают каменная соль IV-V мощностью 0.7 - 0.75 м, которая представлена чередованием глинистых прослоев и галита. Мощность глинистых прослоев 3 - 10 см. Выше залегает V сильвинитовый слой мощностью 0,19 м, затем каменная соль мощностью 1 м и VI сильвинитовый слой мощностью 0.20 - 0.25 м.

Средняя глинисто-карналлитовая пачка мощностью 7-11 м представлена частым переслаиванием карналлита, каменной соли и глины. Далее по разрезу залегает верхняя сильвинитовая пачка мощностью 4.5 - 6 м, которая представлена прослоями сильвинита и каменной соли с тонкими прослоями глины в ней. Выше верхней сильвинитовой пачки залегает каменная соль, разделенная на отдельные слои глинистыми прослоями. Ниже промышленного пласта на глубине 5 м залегают подстилающие породы, представленные каменной солью, в которой встречаются мелкие прослои глины.

Таблица 8.1 Качественная характеристика Третьего пласта

Слои	Мощность, м	KCl, %	H.O, %
VI	0.22	33.32	17.73
V - VI	1.00	8.60	21.69
V	0.19	43.14	7.00
IV - V	0.72	6.43	17.89
IV	1.34	24.49	4.71
III - IV	1.05	1.48	7.49
III	0.83	30.47	5.21
II - III	0.55	7.61	7.17
II	0.68	38.07	4.44
I - II	0.63	3.54	6.45
I	0.19	38.40	1.75

8.2 Параметры системы разработки

Параметры системы разработки соответствуют «Временной технологической инструкции по применению столбовой системы разработки на Старобинском месторождении калийных солей» (БФ ВНИИГ, Солигорск, 1990 г.). Важнейшим условием при выборе параметров системы разработки на руднике являются требования Правил безопасности по соблюдению мощности верхней водозащитной толщи.

Длина панели (выемочного столба) по условию обеспечения устойчивости выемочных штреков лав при обратном порядке отработки панели составляет 1500 - 2000. Согласно текущим практическим данным, принимаем 2000 м.

Порядок отработки панели - обратный, так как он обеспечивает более эффективное проветривание очистных забоев в условиях газового режима.

Опережение работ (очистных) в слоях с учетом обеспечения устойчивости надрабатываемых верхней лавой панельных выработок в течение всего периода отработки панели должно составлять 80-400 м. Длина верхней и нижней лавы - 150-180 м. Согласно практическим данным, принимаем длину верхней лавы 180 м, нижней - 150 м.

8.3 Подготовка панели, параметры горных выработок

Подготовка панели начинается с проведения одним комбайном ПК-8 панельных (транспортного, конвейерного и вентиляционного) штреков и вспомогательных выработок по нижнему слою. Панельный вентиляционный штрек служит одновременно и вентиляционным штреком нижней лавы.

Вторым комбайном ПК-8 ведется подготовка столба по верхнему слою с перегрузкой руды на панельный конвейер. Для нарезки конвейерного штрека лавы проходятся конвейерные сбойки, которые соединяются с конвейерным панельным штреком рудоспусками, которые служат в дальнейшем для перепуска руды, добываемой в верхней лаве. Вспомогательные выработки и конвейерные сбойки проводятся через каждые 160 м.

Проходку по верхнему слою вентиляционного и транспортного штреков осуществляют с помощью вспомогательных выработок, пройденных по нижнему слою.

Конвейерный штрек нижней лавы проводится участками под выработанным пространством верхней лавы.

Ширина конвейерных штреков нижней и верхней лав принимается равной 4.5 м для обеспечения выхода комбайна на штрек и размещения двух параллельных штрековых скребковых конвейеров, с расположенным на одном из них энергопоездом.

Ширина монтажного штрека составляет 5 м, а ширина всех остальных штреков вспомогательных выработок и сбоек - 3.0 м.

Охрана выемочных штреков верхней лавы от влияния опорного давления производится разгружающими выработками, которые проводятся с той же привязкой к пласту, что и охраняемые, но затем в кровле разгружающих выработок машинным способом проводится компенсирующая щель глубиной до 1.20 м. Ширина целика между охраняемой и разгружающей выработками составляет от 2.50 до 3.00 м.

Проветривание очистных забоев осуществляется за счет общешахтной депрессии. Свежая струя воздуха поступает по транспортным и конвейерным штрекам, а также по панельным выработкам в очистные забои верхней и нижней лав. Исходящая из лав струя воздуха по вентиляционным штрекам поступает к главному вентиляционному штреку. При отработке нижней лавы подача воздуха на транспортный штрек до проведения его на всю длину панели осуществляется через вспомогательную выработку. В этом случае для организации проветривания очистного забоя нижней лавы, необходимо устройство полукроссинга на пересечении с вентиляционным штреком лавы.

8.4 Средства механизации и организация работ при очистной выемке

Для выемки руды в верхней лаве используется хорошо зарекомендовавший себя в условиях Старобинского месторождения механизированный комплекс ЕВ 200/230 ЛН, в составе двух комбайнов ЕВ 200/230 ЛН, забойной механизированной крепи Хемшайд 2400-7/14, забойного конвейера ЕКФ - 3 и двух штрековых конвейеров ЕКФ - 3. В нижней лаве периодически имеют место интенсивные обрушения с динамическим воздействием пород на забойную крепь. В связи с этим выбираем комплекс оборудования, состоящей из механизированной крепи “Фазос - 15/24” с высоким рабочим сопротивлением, комбайна Электра - 700 и забойного конвейера ЕКФ - 3.

Таблица 8.2 Техническая характеристика крепи Фазос - 15/24

Максимальная высота крепи	2.4 м
Минимальная высота крепи	1.6 м
Продольный угол наклона пласта	до 6о
Шаг установки крепи	2.0 м
Номинальное сопротивление стойки	1662 кН
Предварительное сопротивление стойки	866 кН
Шаг передвижки секции	0.8 м
Количество стоек в секции	2
Усилие передвижки конвейера	157 кН
Усилие передвижки крепи	252 кН

Таблица 8.3 Техническая характеристика комбайна “ЭЛЕКТРА - 700”

Гарантированная производительность по калийной руде	не менее 400 т/час
Рабочая скорость подачи комбайна на забой при использовании зубков типа РКС не менее	2 м/мин
Установленная мощность привода комбайна	около 700 кВт
Рабочее напряжение	1140 В
Система подачи	бесцепная Айкотрак
Максимальное тяговое усилие	до 600 кН
Скорость подачи	0-13 м/мин
Высота комбайна от почвы пласта: без вентустановки с вентустановкой	1400 мм не более 1700 мм
Ширина захвата	800 мм
Диаметр каждого шнека по зубкам РКС	1250/1300 мм
Подрубка каждым шнеком не менее	150 мм

Таблица 8.4 Техническая характеристика забойного конвейера ЕКФ - 3

Производительность	500 т/час
Длина конвейера	180 м
Мощность электродвигателей	220 кВт
Линейный рештак: - высота профиля - длина	216 мм 1500 мм
Скребковая цепь: - калибр - скорость движения - разрывное усилие - шаг установки скребков	26*92 1.0 м/с 85 тс 0.92 м

Очистная выемка осуществляется комбайном “Электра-700”, перемещающимся по ставу забойного конвейера ЕКФ-3 с помощью бесцепной системы подачи “Айкотрак”. Выемка полосы с захватом 0.8 м осуществляется от конвейерного штрека лавы к транспортному штреку лавы с зарубкой от конвейерного штрека “косым заездом”. Комбайн осуществляет одностороннюю механизированную выемку и погрузку отбитой руды на забойный конвейер с последующей зачисткой комбайновой дороги в процессе отгона комбайна после каждой вынимаемой полосы:

Очистной цикл состоит из следующих операций:

- зарубка комбайна “косым заездом”;

- выемка полосы с одновременной передвижкой забойной крепи;

- отгон комбайна с зачисткой комбайновой дороги и передвижка за комбайном забойного конвейера;

- концевых операций на штреках (передвижка крепей сопряжения, эстакады с приводом забойного конвейера).

Зарубка комбайна на новую полосу производится следующим образом: при отгоне с зачисткой комбайновой дороги комбайн не доходит до конвейерного штрека на расстояние 20,0 25,0 м, на котором забойный конвейер задвигается к забою в 1,0 м в месте зарубки и 0,2 м у конвейерного штрека. Комбайн начинает зарубку с постепенным увеличением захвата соответственно изгибу конвейера. После вырубки верхнего режущего органа на конвейерный штрек комбайн отгоняется примерно на 12-13 м, опускает режущий орган и выполняет выемку уступа, образующегося на участке между бортом конвейерного штрека и нижним режущим органом. После выемки уступа заканчивается задвижка забойного конвейера по всей длине лавы и образовавшейся в результате зарубки “косым заездом” ниши начинается выемка следующей полосы.

После вырубки режущего органа на транспортный штрек выемка уступа выполняется также как и на конвейерном штреке. По окончании этого комбайн отгоняется к конвейерному штреку лавы и цикл повторяется.

При передвижке забойной крепи отставание от комбайна составляет не более 2-3 комплектов. Передвижка забойного конвейера осуществляется либо непосредственно в процессе отгона (с учетом возможного изгиба конвейера), либо при зарубке комбайна.

Форма организации труда - бригадная. Режим работы при очистной выемке - три добычные смены по 6 часов, одна ремонтная - 6 часов. Общее время работы по добыче составляет 18 часов.

8.5 Добыча руды из подготовительных работ. Запасы выемочного участка

Таблица 8.5 Добыча руды из горно-подготовительных работ

Наименование выработки	S, м2	Длина, м	Кол-во	Суммарная длина, м	Объем добычи руды, м3	Добыча руды, тыс.т.
Панельные выработки, вентиляционные и транспортные штреки, разгружающие выработки	8,03	2000	8	16000	128,48	270,64
Конвейерные штреки верхней и нижней лав	12,04	2000	2	4000	32,12	66,81
Вспомогательные выработки	8,03	200	13	2600	20,88	43,43
Конвейерные сбойки	8,03	50	13	650	5,22	10,86
Монтажный штрек верхней лавы	13,5	180	1	180	1,44	3,00
Монтажный штрек нижней лавы	13,5	150	1	150	1,20	2,5
Итого	23580	189,34	397,24

Запасы выемочных участков по верхней и нижней лавам составят:

 (8.1)

где L - длина отрабатываемой панели, м; l_л - длина лавы, м; m_л - вынимаемая мощность слоя (пласта), м; - обемный вес руды, т/м³.

Таким образом, запасы руды по верхней лаве:

По нижней лаве:

В целом по участку:

8.6 Расчет производительности лавы

Таблица 8.6 Исходные данные к расчету

Наименование показателя	Обознач.	Величина,м	Ед.измер.
Длина лавы:	L	150,0	м
Средняя вынимаемая мощность	m	2,06	м
Объемный вес пород	у	2,1	т/м3
Ширина захвата режущего органа комбайна	B	0,80	м
Средняя энергоемкость разрушения сильвинита	Э	1,2	кВт.час/т
Мощность двигателей комбайна	N	685	кВт
Время работы комбайна по добыче за сутки	Т	18,0	час
Коэффициент использования комбайна	Kис	0,3	-

Суточная производительность комбайна (для нижней лавы):

т/сут

Суточная производительность комбайна (для верхней лавы):

 т/сут

Выход руды с одного цикла при 0,5% просыпи:

т

Количество циклов в сутки: 3085 / 614 = 5,02

Принимаем 5 циклов в сутки. Выход руды с 1 м столба лавы:

т

Максимальная производительность лавы (т/мес):

сут - среднесуточное количество рабочих дней,

где 52 дня - выходные дни по рабочему месту,

15 дней - праздничные дни,

365 дней - календарное время года.

т/мес.

8.7 Расчет себестоимости 1 т руды по добычному участку

Расчет производится по статьям затрат: заработная плата, амортизация, материалы, электроэнергия. В состав добычного участка входят: два комбайна ПК-8 на проходке и две лавы - одна по верхнему слою, одна по нижнему слою.

Таблица 8.7 Расчет фонда зарплаты рабочих

Профессия	Квалификация, разряд	Тарифная Ставка, Тыс.руб	Количество Рабочих, Чел	Зарплата по Тарифу,Тыс.руб	Премиальные, Тыс.руб	Оплата Ночных И Вечерних, Тыс.руб	Прямая Зарплата, Тыс.руб	Дополнительная Зарплата, Тыс.руб	Месячный Фонд Зарплаты, Тыс.руб
Горно-подготовительные работы
МГВМ	VI	4.84	8	5110.4	1022.1	766.5	6899.0	703.7	7602.7
ГРОЗ	V	4.15	8	4382.4	876.5	657.3	5916.2	603.4	6519.6
Деж.эл-сл.	IV	3.67	4	1937.8	387.6	290.7	2616.1	266.8	2882.9
Крепильщик	IV	3.67	8	3875.6	775.1	581.3	5232.0	533.7	5765.7
Сл.-рем.	IV	3.67	4	1937.8	387.6	96.9	2422.3	247.1	2669.4
Тракторист	III	3.26	2	860.6	172.1	129.1	1161.8	118.5	1280.3
Эл.газосв.	III	3.26	2	860.6	172.1	129.1	1161.8	118.5	1280.3
ИТОГО, бел.руб.:			36	18965.2	3793.1	2650.9	25409.2	2591.7	28000.9
Очистные работы
МГВМ	VI	4.84	8	5110.4	1022.1	766.5	6899.0	703.7	7602.7
ГРОЗ	V	4.15	8	4382.4	876.5	657.3	5916.2	603.4	6519.6
Деж.эл-сл.	IV	3.67	4	1937.8	387.6	290.7	2616.1	266.8	2882.9
Сл.-Рем.	IV	3.67	4	1937.8	387.6	96.9	2422.3	247.1	2669.4
ИТОГО:			24	13367.2	2673.8	1811.4	17853.6	1821.0	19674.6
ВСЕГО, бел.руб.:				32332.4	6466.9	4462.3	43262.8	4412.7	47675.5
ВСЕГО, рос.руб.:				461,9	92,4	63,7	618	63	681

Таблица 8.8 Месячный фонд зарплаты

Профессия	Количество, чел	Месячный оклад, Тыс.руб	Сумма оклада, Тыс.руб	Премиальные, Тыс.руб	Оплата ночных И Вечерних, Тыс.руб	Прямая Зарплата, Тыс.руб	Дополнительная Зарплата, Тыс.руб	Месячный Фонд Зарплаты, Тыс.руб
1	2	3	5	6	7	8	9	10
Нач.участка	1	944,7	944,7	472,3	-	1417,0	144,5	1561,5
Зам.нач.участка	1	825,0	825,0	412,5	-	1237,5	126,5	1363,1
Электромеханик	1	796,8	796,8	398,4	39,8	1235,0	126,0	1361,0
Горный мастер	4	657,2	2628,8	1314,4	394,3	4337,5	442,4	4779,9
Механик	1	776,9	776,9	388,4	38,8	1204,1	122,8	1326,9
ИТОГО, бел.руб.:	8		5972,2	2986,1	472,8	9431,1	961,9	10393,0
ИТОГО, рос.руб.:			85,3	42,6	6,75	134,7	13,74	148,5

Себестоимость добычи 1 т руды по зарплате на горно-добычных работах:

тыс.руб.

Себестоимость добычи 1 т руды по зарплате на очистных работах:

тыс.руб.

Себестоимость добычи 1 т руды по зарплате по добычному участку:

Таблица 8.9 Расчет амортизационных отчислений

Наименование Оборудования	Кол-во	Цена единицы оборудования Тыс.руб	Стоимость оборудования Тыс.руб	Норма амортизации %	Годовая сумма амортизацион. отчислений, тыс.руб
Горно-подготовительные работы
Комбайн ПК-8	2	1888268,0	3776535,0	22,2	838391,0
Вагон 5ВС-15М	2	304084,0	608168,0	25,0	152042,0
Бункер БП-3	2	208056,0	416112,0	20,0	83222,0
Конвейер СП-В3М	2	115230,0	230460,0	20,0	46092,0
ИТОГО:					1119747,0
Очистные работы
Верхняя лава
Комбайн ЕВ200/230ЛИ	2	2641426,0	5282853,0	22,2	1772793,0
Крепь Хемшайдт 2400-7/14	75	77834,0	5837551,0	22,2	1295936,0
Забойный конвейер ЕКФ-3	1	2969377,0	2969377,0	20,0	593875,0
Штрековый конвейер ЕКФ-3	2	1979585,0	3959170,0	20,0	791834,0
Энергопоезд	1	6704462,0	6704462,0	20,0	1340892,0
ИТОГО:					5195330,0
Нижняя лава
Комбайн “Электра-700”	1	7688465,0	7688466,0	22,2	1706839,0
Крепь “Фазос 15/24”	90	189594,0	17063424,0	22,2	3788080,0
Забойный конвейер	1	3563253,0	3563253,0	20,0	712650,0
Штрековый конвейер	2	1979585,0	3959170,0	20,0	791834,0
Энергопоезд	1	6704462,0	6704462,0	20,0	1340892,0
ИТОГО:					8340295,0
ВСЕГО, бел.руб.:					14665372,0
ВСЕГО, рос.руб.:					209505

Амортизационные отчисления на 1 т руды по горно-подготовительным работам:

Амортизационные отчисления на 1 т руды по очистным работам:

Верхняя лава:

Нижняя лава:

Амортизационные отчисления на 1 т руды по добычному участку:

Таблица 8.10 Расчет затрат на материалы

Наименование Материалов	Норма расхода на 100т руды	Цена единицы, тыс.руб	Годовой объем добычи,тыс.т.	Годовые затраты
				количество	Стоимость Тыс.руб
Горно-подготовительные работы
Зубки	13,34 шт	7,59	397,240	4045,7	34191,0
Кабель	1,6 м	100,04	397,240	635,8	63605,4
Смазочн. м-лы	3,96 кг	1,52	397,240	1573,1	2391,1
Штанговая крепь	56,0 кг	2,96	397,240	22245,4	65846,4
Масло гидр.	2,46 кг	2,22	397,240	977,2	2169,4
Лесоматериалы	0,13м3	220,0	397,240	51,6	11352,0
ИТОГО:					179555,3
Очистные работы
Зубки	17 шт	6,76	2378,700	40477,2	273360,2
Кабель	1,6 м	100,4	2378,700	3805,9	380742,2
Смазочн. м-лы	3,96 кг	1,52	2378,700	9419,6	14311,8
Эмульсия	5,1 кг	0,49	2378,700	12131,4	5944,4
Масло гидр.	2,46 кг	2,22	2378,700	5851,6	12990,5
Лесоматериалы	0,13 м3	220,0	2378,700	309,2	68024,0
ИТОГО:					375379,1
ВСЕГО, бел.руб.:					934934,4
ВСЕГО, рос.руб.:					13356

Расход материалов на 1 т руды по ГПР:

Расход материалов на 1 т руды по очистным работам:

Расход материалов на 1 т руды по добычному участку:

Таблица 8.11 Расчет затрат на электроэнергию

Наименование оборудования	Мощность эл/двигателя,кВт	К-во	Сумм. м-ть, кВт	Число часов работы в сутки	Расход энергии, КВтч/сут	Себест. 1 кВт/ч, Тыс.руб	Общая ст. эл.энергии, тыс.руб/сутки
Горно-подготовительные работы
Комбайн ПК-8	200	2	400	18	7200	0,28	2016,0
Вагон 5ВС-15	127	2	254	18	4572	0,28	1280,0
Бункер БП-3	30	2	60	18	1080	0,28	302,4
Конвейер СП-В3М	135	2	270	18	4860	0,28	1360,8
ИТОГО:					17712	0,28	4959,4
Очистные работы
Верхняя лава
Комбайн ЕВ200/230ЛН	230	2	460	18	8280	0,28	2318,4
Забойный конвейер	220	2	440	18	7920	0,28	2217,6
Штрековый конвейер	220	2	440	18	7920	0,28	2217,6
Охл.уст-ка	30	2	60	18	1080	0,28	302,4
Насосная станция	55	2	110	18	220	0,28	61,6
ИТОГО:							7117,6
Нижняя лава
Комбайн “Электра-700”	685	1	685	18	12330	0,28	3452,4
Забойный конвейер	220	2	440	18	7920	0,28	2217,6
Штрековый конвейер	220	2	440	18	7920	0,28	2217,6
Охл.уст-ка	30	1	30	18	540	0,28	151,2
Насосная станция	55	1	55	18	990	0,28	277,2
ИТОГО:							8316,2
ВСЕГО, бел.руб.:							20393,2
ВСЕГО, рос.руб.:							291,0

Расход электроэнергии на 1 т руды по ГПР:

Расход электроэнергии на 1 т руды по очистным работам:

Верхняя лава:

Нижняя лава:

Расход электроэнергии на 1 т руды по добычному участку:

Результаты расчета себестоимости сведены в сводные таблицы 8.12 и 8.13.

Таблица 8.12 Себестоимость руды по добычному участку (бел.руб.)

Наименование	Себестоимость 1 т руды, тыс.руб.
	ГПР	Верхняя лава	Нижняя лава	Добычной участок
Заработная плата	0,85	0,3	0,3	0,34
Амортизация	2,82	6,48	5,17	5,27
Материалы	0,45	0,33	0,33	0,35
Электроэнергия	3,70	2,10	1,92	2,17
ИТОГО:	7,82	9,21	7,72	7,98

Таблица 8.13 Себестоимость руды по добычному участку (рос.руб.)

Наименование	Себестоимость 1 т руды, тыс.руб.
	ГПР	Верхняя лава	Нижняя лава	Добычной участок
Заработная плата	0,012	0,004	0,004	0,005
Амортизация	0,04	0,09	0,073	0,075
Материалы	0,0064	0,004	0,005	0,005
Электроэнергия	0,052	0,03	0,027	0,031
ИТОГО:	0,111	0,13	0,11	0,114

8.8 Спецчасть «Разработка способов пересечения выбросоопасных зон при выемке III калийного пласта на полную мощность»

Одной из важнейших проблем, возникающих при отработке Третьего калийного пласта Старобинского месторождения, является проблема газодинамических явлений, которые наносят значительный экономический и материальный ущерб (интенсивность внезапных выбросов соли и газа может достигать 1200 т) и в отдельных случаях приводят к летальным исходам.

Внезапные выбросы соли и газа на Старобинском месторождении приурочены к так называемым «мульдам погружения» - локальным геологическим нарушениям сферической формы со складчатым основанием. Данные нарушения характеризуются сложным напряженно-деформированным состоянием прилегающих пород и повышенным содержанием газа, находящегося в полости мульд под большим давлением

Местоположение выбросоопасных зон (ВОЗ) достаточно точно определяется с помощью прогноза по геологическим признакам. Основными геологическими признаками ВОЗ являются, прежде всего, изменения гипсометрии залегания пласта: резкое погружение пласта вниз под углом более 30^о, выклинивание пласта, полное или частичное замещение слоев каменной соли и сильвинита глинисто-карналлитовыми породами, увеличение или уменьшение мощности продуктивных слоев пласта более чем в 1,5 раза. Указанные признаки включены в нормативные документы по обеспечению безопасности при ведении горных работ на Третьем калийном пласте Старобинского месторождения [3].

Помимо этих основных геологических признаков при прогнозе ВОЗ на Старобинском месторождении используются и дополнительные, характеризующиеся приближением к выбросоопасным зонам [3]. Это - наличие тектонических разломов; появление зон перекристаллизации первичных минералов; появление в забое и стенках выработок небольших пустот или трещин, заполненных рассолом, с выделением из них газа; расположение в кровле выработок на расстоянии менее 1 м пород глинисто-карналлитовой толщи; увеличение в 2-3 раза количества и мощности глинистых прослоев в пределах мощности отрабатываемого пласта; выделение газа при бурении шпуров. За время использования критериев основных геологических признаков выбросоопасности на Старобинском месторождении выявлено более 230 опасных зон - мульд погружения.

Как показывает опыт (таблица 8.8.1) количество мульд погружения, в которых после проведения инициирующего взрывания не произошло выброса соли и газа, достаточно велико. Если к ним прибавить оставленные в массиве 16 мульд 4РУ и 18 мульд 3РУ (по статистике все инициируемые мульды на 4РУ, а на 3РУ - 50% мульд - невыбросоопасны), то оказывается, что 75% затрат на проведение противовыбросных мероприятий и возмещение ущерба от простоев при их осуществлении оказались неоправданными.

Таблица 8.8.1 Потенциально опасные локальные геологические нарушения на рудниках ПО «Беларуськалий»

Наименование геологического нарушения	Количество по рудникам объединения
	1РУ	2РУ	3РУ	4РУ	Всего по ПО
Геологическое нарушение типа «мульда погружения», в том числе:	48	42	84	58	232
Выбросившие самопроизвольно в процессе ведения горных работ	2	0	3	0	5
Выбросившие в результате сотрясательного взрывания	12	12	15	0	39
Не выбросившие в результате сотрясательного взрывания	34	30	30	42	136
Оставленные в массиве (целиках)	0	0	36	16	52

В настоящее время на ПО «Беларуськалий» разрабатывается и внедряется технология селективной выемки Третьего пласта на полную мощность одной лавой. В связи с этим особую актуальность приобретает проблема перехода мульд погружения очистными комплексами при условии, что выемка пласта осуществляется на полную мощность. Прежде чем перейти к практическому решению данной проблемы, необходимо окончательно определиться с теорией образования мульд погружения.

8.8.1 Теория образования мульд погружения

На наш взгляд наиболее объективно на вопрос о происхождении мульд погружения в условиях Старобинского месторождения отвечает гипотеза проф. И.А. Одесского [4,5], уточненная и дополненная нами в настоящее время. В ее основу положен механизм глиняного диапиризма, который тесно связан с образованием мульд и является одной из причин их выбросоопасности.

Учитывая главную черту рассматриваемой толщи Третьего калийного пласта, представляющей собой чередование слоев соли (галита, сильвина, карналита) и галопелита, а также неравномерное распределение по латерали отложений различной степени плотности, вполне естественным является допущение о том, что в результате возникшего неравномерного геостатического давления галопелиты в силу большой водонасыщенности и поэтому пластичности должны были «перетекать» в направлении участков с наименьшим давлением. Подьем кровли галопелитов в этих местах вызывал образование в вышележащих солевых пластах пологих поднятий, приводящих к появлению в этих пластах микротрещиноватости, которая была обусловлена растягивающими усилиями.

В процессе диакатагенеза, седиментационная относительно пресная и потому достаточно агрессивная вода отжималась из галопелитов и, входя через образовавшиеся микротрещины в соприкосновение с вышележащими солями, растворяла их, высвобождая заключенные в их кристаллической решетке газы, находившиеся там под очень высоким давлением. В итоге над галопелитовым вздутием вследствие частичного выноса подземными водами растворенных солей возникала полость с дефицитом твердого вещества. Это способствовало проседанию слаборастворимых прослоев (до появления крутого их падения к центру мульды) и активизировало дальнейший подьем глинистого вещества, завершавшийся формированием типичных структур протыкания.

В дальнейшем в полость выщелачивания, то есть в мульду, представляющую собой ослабленную зону, с ее периферии устремлялся газ, освободившийся в результате растворения солей. Здесь, при наличии вышележащего газонепроницаемого экрана, он создавал газодинамическую среду. На рис.8.8.1 представлено изображение ранее синициированной мульды, подсеченной по высоте несколькими ходами проходческого комбайна. На рисунке совершенно четко видны границы глиняного диапира, прорывающего вышележащие слои.

Рис.8.8.1 Завершенная стадия формирования глиняного диапира и вызванное им образование мульды погружения (документация 2000 г), I - IV с.с. - сильвинитовые слои

Изложенный механизм формирования рассматриваемых мульд достаточно хорошо подтверждается результатами проведенного химического анализа образцов горных пород, поэтапно через равные интервалы отобранных при пересечении мульды горной выработкой. Согласно этим результатам, также приведенным в [4,5], выявляется резкое обеднение пород в районе ядра мульд хлористым калием и, наоборот, обогащение их хлористым натрием, а также привнесенными из галопелитов кремнием, железом, алюминием и нерастворимым остатком, содержащим рассеянные элементы (цирконий, иттрий, иттербий, скандий и хром). Это свидетельствует об активных процессах растворения, наиболее интенсивно протекавших в ядре будущей мульды. При удалении от ядра мульды глубина развития процессов замещения падает, но, тем не менее, ими охвачены породы, расположенные далеко за ее пределами. Таким образом, площадь, охваченная выщелачиванием, в несколько раз больше площади ядра мульды, что обеспечивает приток к ней большого количества газа. Здесь следует отметить, что чем значительнее площадь охвата описанными процессами, тем опаснее проявляют себя возникающие газодинамические явления (рис.8.8.2).



Рис. 8.8.2 Зоны микротрещиноватости в соляной толще, определяющие степень опасности мульд поружения в зависимости от соотношения площадей мульды (S_м) и газосбора (S_г):

Мульды: а - неопасная; б - выбросоопасная.

1 - контур мульды; 2 - галопелиты; 3 - соли; 4 - площадь газосбора

Анализируя данную теорию, мы приходим к выводу, подтверждаемому текущей практикой ведения горных работ на ПО «Беларуськалий» - свободный газ всех мульд погружения сконцентрирован в кровле Третьего калийного пласта и, соответственно, все полости выбросов из мульд также ориентированы в кровлю. В соответствии с данным выводом, паспорта инициирующих БВР на объединении составляются с учетом этой особенности строения мульд. На настоящий момент на ПО «Беларуськалий» накоплен большой опыт инициирования выбросов соли и газа в очистной или подготовительный забой с помощью БВР. Рассмотрим базовый способ инициирования выбросов соли и газа в лаве [3, 8].

8.8.2 Базовый способ перехода ВОЗ при слоевой выемке Третьего калийного пласта

Инициирование выброса соли и газа в лаве производится буровзрывными работами при проведении передовой (дренирующей) выработки (рис.8.8.3).



Рис. 8.8.3 Технологическая схема пересечения лавой мульды погружения при ведении очистных работ по IV сильвинитовому слою

Передовая выработка проходится к центру мульды погружения с целью уточнения контура опасной зоны и инициирования выброса соли и газа. Проходка передовой выработки в лаве начинается при появлении в забое предвестников внезапного выброса соли и газа. Параметры передовой выработки определяются паспортом БВР, при этом ее размеры должны быть не менее 1,5х1,5 м. При проходке передовой работки также необходимо проходить опережающий вруб сечением не более 1,0 м², при этом забой вруба должен опережать забой передовой выработки не менее, чем на 1,0 м.

Неснижаемое опережение забоя вруба передовой выработки относительно линии очистного забоя лавы перед выемкой очередной полосы должно быть не менее 1,5 м.

В процессе проведения передовой выработки ее расположение в забое лавы может корректироваться в соответствии с особенностями строения опасной зоны (расположение трещин разрыва, изменение углов падения слоев, мест газовыделений и т.д.)

В лавах по IV сильвинитовому слою при размерах опасной зоны, превышающих 22 м, могут проходиться две передовые выработки, которые располагаются вблизи геологических трещин разрыва или на расстоянии 1/3 длины нарушения от границы опасной зоны. Решение о количестве передовых выработок принимает комиссия.

Очистная выемка при пересечении мульды погружения лавы производится до контура зоны ограничения ведения горных работ в обычном порядке (радиус этой зоны принимается равным трем радиусам встреченной мульды погружения). В интервале контура данной зоны и контура опасной зоны очистная выемка производится в режиме дистанционного управления включением и выключением комбайна при отсутствии людей в лаве и скорости его подачи не более 0,5 м/мин. При этом дистанционное управление осуществляется с бортового штрека лавы. Местонахождения машиниста комбайна и горнорабочих должно быть указано в проекте. Проход людей в лаву с вентиляционного штрека запрещается. При инициировании выброса соли и газа в лаве размещение разрушенной породы производится в выработанном пространстве. Два ряда органной крепи устанавливаются в межсекционные зазоры механизированной крепи. При установке стоек рабочий находится под защитой перекрытия крепи. По мере подвигания очистного забоя (до появления предвестников выброса) органная крепь наращивается после выемки очередной полосы. Перед взрыванием перекрытия опускают к почве пласта. Зазор между верхняком крепи и почвой пласта перекрывается с помощью деревянного щита. После выброса основная масса породы размещается в выработанном пространстве.

Решение о прекращении работ по инициированию выброса при пересечении мульды погружения принимается комиссией в составе зам. главного инженера рудника по горизонту, зам. главного энергетика по горизонту, начальника участка или его заместителя и участкового геолога. Основанием для прекращения работ является: выход забоя передовой выработки за контур опасной зоны, исчезновение в забое передовой выработки предвестников внезапного выброса соли и газа.

В некоторых случаях (если известен контур и месторасположение выбросоопасной зоны в массиве) удается произвести инициирование выброса соли и газа в специально пройденную для этих целей компенсационную выработку. Данные работы проводятся с опережением относительно забоя лавы, отрабатывающей столб, в котором обнаружена выбросоопасная зона, для исключения влияния опорного давления впереди очистного забоя на компенсационную выработку.

8.8.3 Предлагаемый способ перехода ВОЗ при выемке Третьего калийного пласта на полную мощность

На основе базового способа инициирования выбросов соли и газа в лаве, применяемого на ПО «Беларуськалий» при слоевой выемке Третьего калийного пласта, и описанной выше гипотезы происхождения мульд нами был разработан способ инициирования выбросов соли и газа в лаве при выемке Третьего калийного пласта на полную мощность.

Инициирование выброса соли и газа в лаве производится буровзрывными работами при проведении передовой (дренирующей) выработки (рис. 8.8.4).



Рис.8.8.4. Технологическая схема пересечения лавой мульды погружения при выемке Третьего калийного пласта на полную мощность

При появлении в лаве предупредительных признаков газодинамических явлений известными методами [3] определяют контур опасной зоны (под контуром опасной зоны понимается область наиболее вероятного нахождения выбросоопасного ядра мульды погружения) и местоположение центра ядра мульды (для мульды средних размеров предупредительные признаки начинают проявляться в лаве на расстоянии 7,5 м от оси мульды, а радиус ядра составляет 2,5 м). После появления предвестников выброса соли и газа начинают проходку передовой выработки и опережающего вруба сечением не более 1,0 м². Передовая выработка располагается по площади очистного забоя с таким расчетом, чтобы уровень почвы данной выработки совпадал с уровнем перекрытий максимально опущенных секций крепи, находящихся в створе выработки.

Параметры передовой выработки определяются паспортом БВР, при этом ее размеры должны быть не менее 1,5х1,5 м. Угол наклона передовой выработки с опережающим врубом для искусственного развязывания выброса определяется с учетом геометрического строения мульды.

В процессе проведения передовой выработки ее направление и расположение может корректироваться в соответствии с более точным определением местоположения центра мульды и особенностями строения опасной зоны. В кровлю передовой выработки с целью снижения давления свободных газов бурятся профилактические дегазационные шпуры.

Начиная с момента определения местоположения передовой выработки, в призабойном пространстве очистного забоя в створе передовой выработки начинают возводить два ряда органной крепи, устанавливая стойки в межсекционные зазоры механизированной крепи. Непосредственно перед взрыванием с секций, находящихся внутри ограждающих органных рядов крепи, снимают распор и максимально опускают перекрытия к почве пласта. Зазор между верхняками опущенных секций крепи и очистным забоем перекрывается с помощью настила из бревен. Таким образом, формируется проводящий канал для развязывания выброса в выработанное пространство [8].

После инициирования выброса производят проветривание забоя, вручную очищают секции в солегазопроводящем канале, восстанавливают в них рабочее давление и удаляют органную крепь на участке между забойным конвейером и забоем.

В случае если выброса не происходит, данный цикл операций повторяют вплоть до исчезновения в очистном забое предвестников внезапного выброса соли и газа[6].

8.8.4 Определение рациональных параметров дренирующей выработки

Наиболее рациональным элементом способа предотвращения внезапного выброса соли и газа с точки зрения безопасности горных работ и улучшения его экономических показателей является задание нужной траектории солегазовому потоку при инициировании таким образом, чтобы большая часть продуктов выброса разместилась в выработанном пространстве и, кроме того, произошло самозабучивание и снижение интенсивности выброса. Такую траекторию можно задать путем определения с максимально возможной точностью местоположения наиболее опасной части мульды - ее ядра - и проведением по направлению к ее центру передовой выработки с инициирующим врубом, служащим для искусственного развязывания выброса.

С учетом выше изложенной нами теории образования мульд погружения, в основу которой положен механизм глиняного диапиризма, а также с учетом практических данных, представляется возможным сделать вывод, что ядро выбросоопасной зоны (ВОЗ) всегда располагается в кровле Третьего калийного пласта, что предполагает восходящее направление дренирующей выработки.

Так как ВОЗ типа «мульда погружения» имеет воронкообразную форму, в кровле лавы визуально прослеживаются глинистые прослойки кольцеобразной формы. Благодаря этой особенности при подходе лавы к опасной зоне появляется возможность определить местоположение центра ВОЗ в горизонтальной плоскости [3]. Для этого производится съемка и строится контур кольцевых глин. В точку максимального прогиба продуктивных слоев восстанавливается перпендикуляр и определяется расстояние b от линии забоя лавы до дуги кольцевой глины. После этого по забою измеряют длину хорды a сегмента контура кольцевых глин. Затем расчетным путем определяется расстояние c до центра опасной зоны "О" (рис.8.8.5):

, м. (8.8.1)

где a - хорда сегмента контура кольцевых глин, м; R - радиус опасной зоны, м; b- расстояние от дуги кольцевой глины до забоя, м; c - расстояние до центра опасной зоны, м.

Рис. 8.8.5 Определение центра выбросоопасной зоны в горизонтальной плоскости

Для определения местоположения центра выбросоопасной зоны (ВОЗ) в вертикальной плоскости необходимо найти расстояние от почвы калийного пласта до центра ядра (рис.8.8.6) по формуле:

, м (8.8.2)

где h - расстояние от почвы Третьего калийного пласта до центра ВОЗ, м; m - вынимаемая мощность Третьего калийного пласта, м; z - расстояние от кровли Третьего калийного пласта до центра ВОЗ (согласно проведенному нами анализу статистических данных по 34 выбросившим мульдам на ПО «Беларуськалий», расстояние z в среднем составляет 2 м), м.



Рис. 8.8.6 Определение рациональных параметров дренирующей выработки

Расстояние d от центра передовой выработки до центра ВОЗ:

м (8.8.3)

где H_min - минимальная раздвижность механизированной крепи очистного забоя, м; - высота передовой выработки (определяется согласно конкретному паспорту БВР), м.

Таким образом, угол наклона f передовой выработки к горизонту определится как арктангенс отношения противолежащего катета d к прилежащему c (рис.8.8.6):

, град (8.8.4)

где m - вынимаемая мощность калийного пласта, м; z - расстояние от кровли калийного пласта до центра ВОЗ (определяется как средняя величина согласно статистическим данным по полостям произошедших выбросов), м; H_min - минимальная конструктивная высота секции механизированной крепи очистного забоя, м; - высота передовой выработки (определяется согласно паспорту БВР), м; a - хорда сегмента контура кольцевых глин, м; b- расстояние от дуги кольцевой глины до забоя, м.

Проведенный нами анализ формулы (8.8.4), а также исследования параметров задокументированных полостей мульд, образовавшихся в результате выброса, показал, что для мульды средних размеров угол наклона передовой выработки к горизонту составляет 12 градусов. В целом же график зависимости угла наклона передовой выработки от радиуса зоны проявления предупредительных признаков газодинамических явлений представлен на рис.8.8.7. Из графика видно, что чем больше в своих размерах выбросоопасная зона, тем меньший угол наклона имеет передовая выработка.



Рис. 8.8.7 График зависимости угла наклона передовой выработки от радиуса зоны проявления предупредительных признаков газодинамических явлений.

Таким образом, формула (8.8.4) позволяет связать угол наклона передовой выработки с геометрическими параметрами опасной зоны, что вызывает гарантированное развитие выброса. За счет размещения почвы дренирующей выработки на уровне верхняков опущенных секций крепи, уменьшается негативное влияние искусственного выброса на оборудование лавы. Соответственно, значительно снижается экономический и материальный ущерб, наносимый рудникам объединения при искусственном инициировании выбросов, а также существенно повышается уровень безопасности горных работ.

8.9 Паспорт БВР для предлагаемого способа

Для соляных пород зависимость линии наименьшего сопротивления (л.н.с.) от поперечного размера обнаженной поверхности выражается экспоненциальной функцией вида

 (8.8.5)

где - л.н.с. данного заряда при его взрывании на неограниченную обнаженную поверхность, м; - основание натурального логарифма ( = 2,72); - диаметр обнаженной поверхности, м.

Выражение для расчета л.н.с. шпуровых зарядов при взрывании на неограниченную обнаженную поверхность имеет вид

(8.8.6)

где - степень дробления породы взрывом, = 5,35; - коэффициент, учитывающий способ инициирования заряда ВВ, = 0,64; - масса ВВ, размещаемого в 1 м шпура, = 0,9 кг; - скорость детонации ВВ, = 4000 м/с; - предельный эффективный коэффициент удлинения заряда, = 87; m - коэффициент сближения шпуров, m = 1,45; r - коэффициент использования шпуров, r = 0,95; - удельный нормированный импульс дробления, = 7598.

Итак, при расчетах параметров сотрясательного взрывания вначале определяем л.н.с. при взрывании одиночного заряда на неограниченную обнаженную поверхность по формуле (2)

м.

При взрывании на незаряженный шпур диаметром 42 мм по условиям работы цилиндрического вруба заряды (шпуры 1-4) располагают на расстоянии 0,15 м от него (рис.8.8.8). Для зарядов второй серии (шпуры 5-8) расчет л.н.с. производим исходя из свободной поверхности диаметром 0,3 м:

м.

Принимаем л.н.с. равной 0,25 м.

Рис.8.8.8 Параметры сотрясательного взрывания с одним центральным незаряженным шпуром и тремя ступенями замедления для искусственного инициирования выброса соли и газа с ограничением его интенсивности

Для шпуровых зарядов 9-12 расчет л.н.с. ведем исходя из размера свободной поверхности 0,8 м:

м.

Принимаем л.н.с. равной 0,5 м. Для шпуровых зарядов 13-16 расчет л.н.с. ведем исходя из размера свободной поверхности 1,4 м:

м.

С учетом возможного отклонения шпуров в их донной части от проектного направления принимаем л.н.с. равной 0,55 м.

Далее определяем рациональный интервал замедления при искусственном инициировании выброса соли и газа. После взрывания шпуров серии 1-4 необходимо время для освобождения пространства. Средняя скорость разлета породы после взрывания составляет 60 м/с. Следовательно, для образования полости диаметром 0,3 м и глубиной 4,2 м необходимо время 70 мс. С учетом характеристик выпускаемых предохранительных электродетонаторов принимаем время срабатывания зарядов серии 5-8 через 80 мс после взрывания зарядов 1-4.

Взрывание зарядов 9-12 целесообразно производить с замедлением 100 мс.

Теоретически развитие выброса соли и газа должно начаться сразу после взрывания шпуров серии 9-12. Следовательно, если шпуры серии 13-16 взрывать с замедлением относительно серии 9-12, то на развивающийся выброс будет оказано взрывное воздействие. Разрушаемая взрывом порода будет задавливать врубовую полость, образовавшуюся после взрывания шпуров серии 1-4, 5-8, 9-12. Это вызовет подпор газосолевого потока со стороны массива и его самозабучивание со стороны выбросоопасной зоны. Волна дробления распространится по всему объему выбросоопасных пород, что приведет к их разрыхлению, дегазации, падению давления газа и его фильтрации через системы трещин в призабойное пространство. Таким образом, взрывание зарядов серии 13-16 целесообразно производить с максимально возможным замедлением (250 или 500 мс).

Для обеспечения надежного действия взрыва необходимо соблюсти следующие требования: длина заряда ВВ в шпуре должна превышать величину л.н.с. не менее чем в 1,5 раза; расстояние между шпурами не должно быть меньше критического по запрессованию и для аммонита 6ЖВ при диаметре шпура принимается не менее 0,2 м; длина незаряженной части шпура () не должна превышать 1,5-2 величин л.н.с. и 0,5 длины шпура ().

Итак, для серии 1-4

Принимаем равной 0,38 м. Отсюда масса заряда

Принимаем 12 патронов ВВ по 0,3 кг общей массой 3,6 кг. Для шпуров серии 5-8 масса заряда определяется аналогичным образом и составит 3,6 кг. Длина незаряжаемой части шпуров серии 9-12 составляет 0,78 м. Отсюда масса заряда

Принимаем 10 патронов ВВ по 0,3 кг общей массой 3 кг. Аналогичным образом определяем массу заряда для серии 13-16:

Принимаем 10 патронов ВВ по 0,3 кг общей массой 3 кг. Таким образом, разработаны параметры сотрясательного взрывания, основанные на цилиндрическом врубе с центральным незаряжаемым шпуром. Общее количество шпуров - 17, общая масса заряда - 52,8 кг. При взрывании применяют три ступени замедления: 80 мс, 100 мс и третья ступень - с максимально возможным замедлением [1,9].

9. Подземный транспорт

9.1 Доставка людей и грузов на горизонте

Расстояние от ствола до рабочих мест составляет 4-9 км, поэтому доставка людей к месту работы производится с помощью автотранспорта. Для доставки людей к месту работы используются машины германской фирмы “Паус” типа “Минка-26”. Для дежурства на горизонтах на участках ПВРКТ, РМУ, ПУАПП и для оказания скорой медицинской помощи используются автомашины типа “Мини-минка”. Для доставки материалов и оборудования используются трактора различных марок. Доставка тяжелого оборудования на панели и лавы осуществляется гусеничными тракторами типа ТДТ-40, ДТ-55. Достака материалов крепления, ГСМ, эмульсии, запасных частей производится тракторами МТЗ-80(82),Т-40 и другими видами транспорта. Для зачистки выработок используются бульдозеры, для поливки выработок водой - машина югославского производства “ТАМ-40”.

Произведем расчет количества рейсов, необходимых для доставки людей к месту работ и обратно к стволу с помощью специально оборудованных автомашин «Минка-26»:

Средняя скорость движения - 20 км/ч,

Средневзвешенная длина трассы - 3 км,

посадка у ствола - 5 мин,

выход - 5 мин,

маневры - 3 мин,

Всего: - 31 мин

Автомашина типа «Минка-26» имеет 20 мест, число людей на панели - 20 человек. Таким образом:

П = 20/20 = 1 рейс на одну панель.

9.2 Транспортировка горной массы. Выбор конвейеров

Разработка калийных месторождений обуславливает большие объемы горноподготовительных работ, нарезных и очистных работ с большим грузопотоком. В связи с высокой производительностью, которую необходимо обеспечить согласно заданию, принимаем конвейерный транспорт как транспорт по горизонту. Его производительность не зависит от длины транспортировки, что существенно при длине шахтного поля до 10 км. На выбор транспорта оказывает влияние применение механизированных комплексов в лавах, ведущих непрерывную отбойку руды. Это дает возможность автоматизировать транспорт и осуществить циклично-поточную технологию добычи руды. Преимуществом также является низкая энергоемкость и трудоемкость обслуживания, достаточная надежность, бесшумность и безопасность работы по сравнению с локомотивным транспортом. Определяющим фактором в выборе схемы транспорта является особенность вскрытия и системы разработки.