проект очистной камеры Уралом 20А. Ввод панели 7 Западное крыло шахтного поля мощность 2,5 млн тонн в год
 Скачать 348 Kb.
|
|
, ВВЕДЕНИЕ Проектная мощность рудника (первоначальный проект от 1977 г.) составляет 12,6 млн. тонн руды в год. Горные работы ведутся согласно Проекта "Отработка шахтного поля рудника» (шифр 622/37-П-I). Для поддержания мощности по руде в 1996 году осуществлен перевод горных работ с панели № 6 в панель № 8, в 1997 году перевод горных работ с панели № 2 на панель № 4. В перспективе ввод мощностей планируется по программе вскрытия и подготовки Южной части шахтного поля – ввод панели № 18 (мощность – 2,5 млн.тонн в год). Ввод панели № 7 Западное крыло шахтного поля – мощность 2,5 млн.тонн в год. Мощность по рудной базе на 1.01.2006 г. составит 9,5 млн. тн руды в год. В 1999 году выполнены работы по переводу добычи кам. соли из панели № 1 в панель № 6. В 2001 году с целью реализации программы развития соляной и рудной базы на шахтном поле рудника СКРУ-3 и поэтапного планомерного перевода добычи сильвинита с восточного крыла шахтного поля ( доработка в перспективе панелей № 4 и 8) возобновлены горные работы на панели № 3 западного крыла шахтного поля (организован горный участок № 5 ). В 2003 возобновлены горно-подготовительные работы в панели № 5 западного крыла шахтного поля (организован горный участок № 7). В 2004 году выработками Главных южных направлений завершено вскрытие запасов в южной части шахтного поля. Горно-капитальными выработками по пластам АБ и КрII вскрыты запасы панели № 18 (первой из планируемых к отработке южных панелей). 1 КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА Верхнекамское месторождение калийно-магниевых солей расположено в Пермской области и занимает площадь порядка 3.7 тыс. км2. Шахтное поле СКРУ-3 расположено в центральной части месторождения в пределах детально разведанного с поверхности Ново-Соликамского участка в Соликамском районе Пермской области. Западная граница горного отвода примыкает к границе шахтных полей СКРУ-1 и СКРУ-2, расположенных в пределах Соликамского участка (скв. № 221, 220, 219, 217, 218), северная - проходит по линии скважин 232, 251, 252, 231, 248, 253, 239; восточная - по линии скважин №№ 239, 617, 652, 626, 143, 627, 629, 241, 639,644, южная граница ограничена Дуринским прогибом (скв. № 137, 645, 644). Максимальные размеры горного отвода в меридианальном направлении 16.14 км, в широтном – 8.918 км. Площадь 110.3 км2. Первоочередной контур отработки шахтного поля расположен в северной половине горного отвода (к северу от линии скважин №№ 142, 229, 627, 143) и имеет площадь 74 км2. Максимальные размеры в меридианальном направлении – 8.25 км, в широтном - 8.918 км. В геологическом строении участка принимают участие осадочные породы нижне- и верхнепермского возраста, среди которых преобладают галогенные отложения иреньского горизонта кунгурского яруса. В подошве продуктивной толщи калийных солей залегает подстилающая каменная соль мощностью около 400 м, скважиной 137Г она пересечена полностью и имеет мощность 315.65 м. Соль представлена обычными светло-серыми и серыми мелко- и среднезернистыми разностями, имеет слоистое строение. Наряду с годовыми прослоями в толще встречаются многолетние прослои глин мощностью от нескольких сантиметров до нескольких метров. Один из таких прослоев, являющийся маркирующим (средняя мощность 1.7 м), прослежен по всему участку. Мощность каменной соли между кровлей маркирующей глины и почвой пласта КрIII колеблется от 7.9 м (скв. № 143) до 2.1 м (скв. № 221). Выше прослоя маркирующей глины на 3.5 - 5.0 м залегает пачка каменной соли, характеризующаяся наиболее высоким содержанием NаСI (98.10 - 98.51%) и минимальным содержанием нерастворимого остатка (0.23 - 0.34 %). Мощность пачки 2.6 - 3.1 м. Данная пачка подстилающей каменной соли отрабатывается на пищевую и техническую каменную соль. Толща калийно-магниевых солей делится на 2 зоны: нижнюю сильвинитовую и верхнюю – сильвинит-карналлитовую. Сильвинитовая зона сложена четырьмя основными пластами: Красный - III (КрIII), Красный - II (КрII), Красный - I (КрI) и «А», разделенных между собой пластами каменной соли. 2 ВЫБОР СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ Отработка сильвинитовых пластов и каменной соли на шахтном поле рудника СКРУ-3 ведется камерной системой разработки с поддержанием пород ВЗТ ленточными междукамерными целиками (МКЦ). За истекший период эксплуатации рудника постоянно велись работы по совершенствованию параметров системы разработки. Отработка запасов сильвинита в начальный период эксплуатации велась очистными камерами большого пролета (а=14,9 м) с междуходовыми целиками. Пустоты на площадях отработки с данными параметрами заложены гидрозакладкой. Меры охраны выполнены. В соответствии с заключением Правительственной комиссии по разработке по предупреждению затопления и дальнейшей эксплуатации рудников на Верхнекамском месторождении калийных солей от 10.03.87 г. ВНИИГ были разработаны "Рекомендации по параметрам камер и целиков для панелей 1-3 и 6 рудника СКРУ-3 п.о. "Сильвинит" при отработке пластов АБ и Кр11. Далее очистные работы в пределах панелей 1,2,3,6 шахтного поля рудника СКРУ-3 велись по проекту ВНИИГа:" Отработка шахтного поля на ближайшие 5-10 лет", шифр 622/15-П-1,с шириной пролета очистных камер по пл.АБ и КрII - 9,5 м, при ширине МКЦ - 10 м. Следующим этапом явился переход на параметры отработки с пролетом очистных камер соответствующих ширине хода комбайна. Согласно проекта ВНИИГа: ПРОЕКТ. Горные работы по совместной отработке сильвинитовых пластов и каменной соли до 2000 года. (622/29-П-I), 1995 г. План развития горных работ на 2006 год разработан на основе "Проекта отработки шахтного поля. Рудник СКРУ-3" (шифр 622/37-П-I) 1999 г. Применяемые параметры обеспечивают жесткое поддержание ВЗТ. Горные работы (очистная выемка) на шахтном поле рудника ведутся с параметрами отработки, обеспечивающими сохранность ВЗТ на весь срок службы рудника, с оптимальным использованием паспортного сечения комбайнов и длительным сроком устойчивости пролета очистных и подготовительных выработок. В перспективе следует продолжение работ по дальнейшему совершенствованию параметров системы разработки, при этом параметры отработки выбираются из условия максимально возможного извлечения полезного ископаемого из недр при соблюдении условий безопасной подработки ВЗТ, с учетом рационального использования паспортного сечения комбайнов. Сведения по параметрам по отдельным блокам и панелям шахтного поля сведены в таблицу и указаны на графической части ПРГР. 3 ВЫБОР ГОРНОГО ОБОРУДОВАНИЯ Техническая характеристика комбайна Урал – 20А. Масса, т 82; Высота, м 3.7; Ширина, м 6.1; Производительность, т/мин 6. Техническая характеристика самоходного вагона 5ВС-15М. Техническая производительность, т/ч 87,5; Грузоподъемность, т 6; Максимальная скор. движения, км/ч 15; Мax; преодолеваемый подъем, град. 15; Масса, кг, не более 15000. Техническая характеристика бункера перегружателя БП-14. Расчетная производительность при перегрузке руды, т/с 0,37; Вместимость бункера, м3, не менее 13; Грузоподъемность, т 16; Установленная мощность, кВт, не более 37; Питающее напряжение, В 660; Масса, кг, не более 10000. 4 Расчет эксплуатационной производительности комбайнового комплекса Задание: рассчитать производительность комбайнового комплекса на базе комбайна Урал – 20А работающего по пласту КР II мощностью m = 8.6 м, длинной камеры Lк = 194 м, длинной разгрузки lp = 6 м, углом падения пласта α = 6°. 4.1 Определяем параметры камеры и оборудования ак – ширина комбайна 6.1 м; m – мощность пласта 8.6 м; акам – ширина камеры 6.1 м. 4.2 Определяем параметры каждого хода 4.2.1 Определяем параметры 1 хода. S1 = 20.2 м2 – площадь сечения комбайна. Определяем длину хода ,м: Lх = Lк + 2 (4.1) Lх = 194 + 2 = 196 м. Определяем производительность комбайна, т/м: Qк = Qт * Кs * Кα (4.2) где Кs – коэффициент использования сечения Ks = 1; Кα – поправочный коэффициент на угол наклона Кα =1.08, при α = 6°; Qт – техническая производительность Qт = 6 т/мин. Qк = 6 * 1 * 1,08 = 6.48 т/м. 4.2.2 Определяем параметры 2 хода. Lx = 196 м – длина 2 хода Определяем площадь сечения, м2: S2 = h под 1 * h комб (4.3) S2 = 3.4 * 3.7 = 12.58 м2 Определяем производительность комбайна, т/м: Qк = Qт * Ks * Kα (4.4) Кs = S2 / Sк = 12.58 / 20.2 = 0.6 (4.5) Qк = 6 * 0.6 * 1.08 = 3.9 т/м. 4.2.3 Определяем параметры 3 и 5 ходов (3 и 5 ходы одинаковы). Lx = 196 м – длина 3 хода Определяем площадь сечения, м2: S3 = h подр * а комб (4.6) где а комб – ширина комбайна. S3 = 2.4*6.1= 14.64 м2 Определяем производительность комбайна, т/м: Qк = 6 * 0.7 * 1.08 = 4.5 т/м. Кs = 14.64 / 20.2 = 0.7 4.2.4 Определяем параметры 4 и 6 ходов (4 и 6 ходы одинаковы). Lx = 196 м – длина 4 хода Определяем площадь сечения, м2: S4 = 2.4*3.4= 8.16 м2 Определяем производительность комбайна, т/м: Qк = 6 * 0.4 * 1.08 = 2.6 т/м Кs = 8.16 / 20.2 = 0.4 4.3 Определяем параметры забойного оборудования. Определяем полную ёмкость, т: q = qв * Кα (4.7) q = 12,5 * 1,02 = 12,75 т. Определяем скорость самоходного вагона до 25 м, м/мин: V1 = Vi * Квα (4.8) где Vi - скорость самоходного вагона до 25 м/мин; КBα - коэффициент изменения скорости самоходного вагона = 0,97 V1 = 88 * 0,97 = 85,36 м/мин. Определяем скорость самоходного вагона более 25 м, м/мин: V2 = 140 * 0,97 = 135,8 м/мин. 4.4 Рассчитываем время отработки 1 хода: 4.4.1 Определяем критические длины доставки, м: L1кр =V1/2 *(qн/Q1 – tр) (4.9) где tр – время разгрузок и пауз, мин: tр = tраз + tпзо (4.10) tраз – время разгрузки с/в в скважину tраз = 1 мин. tпзо – время манёвров и пауз при разгрузки tПЗО = 0.3 мин. tр = 1 + 0.3 = 1.3 мин. (4.11) L1кр = 85.36 / 2 *(6.63 / 6.48 – 1.3) = -11.8 м. L2кр = V2 / 2 *(q / Q1 – tр) (4.12) L2кр = 135.8 / 2 *(12.75 / 6.48 – 1.3) = 45.3 м. 4.4.2 Определяем длины при отработке 1 и 3 участков, м: L1 = L1кр – lр (4.13) L2 = L2кр – lр (4.14) где lр – длина разгрузки, м: L1 = -11.8-6 = -17.8 м. L2 = 45.3-6= 39.3 м. L3 = Lх – lз – L2кр + lр (4.15) где lз – длина зарубки, м: L3 = 196-20-45.3+6= 136.7 м. 4.4.3 Определяем расчётную схему. По моим расчетам L1 ≤ 0, а L3 > 0 – я выбираю вторую схему. 4.4.4 Определяем параметры расчёта комбайнового комплекса по второй схеме. 4.4.4.1 Определяем производительность комбайнового комплекса на каждом участке, т/мин: Q2 = q / (q / Qк + Кср * tрп) (4.16) где Кср – коэффициент учета времени простоя комбайна при разгрузке БП; tрп – время разгрузки БП в СВ - 1 мин. Кср = (lр - 2L1кр + L2кр) / (2 * (L2кр – L1кр)) (4.17) Кср = (6+23.6+45.3) / (2 * (45.3+11.8)) = 0.66 Q2 = 12.75 / (12.75 / 6.48 + 0.66 * 1) = 4.6 т/мин. Q3= q / ((2*l3/ V2) + tpaз + tр) (4.18) где l3 – среднее расстояние доставки при отработке 3 участка, м: l3 = (2L2кр+ L3)/2 (4.19) l3 = (2 * 45.3 + 135.5)/2 = 131.1 м. Q3 = 12.75 / (2 * 131.1 / 135.8 + 1 + 1.3) = 3.2 т/мин. 4.4.4.2 Определяем время отработки каждого участка, мин: T2 = ((Si * γ – По) * L2) / Q2 (4.20) где γ – плотность руды, т/м: γ = 2.07 По – потери отбитой руды = 0.52 Т2 = ((20.2 * 2.07 - 0,52) / 4.6) * 39.3 = 353 мин. Т3 = ((S * γ – По) * L3) / Q3 (4.21) Т3 = ((20.2 * 2.07 – 0.52) /3.2) * 136.7 = 1764 мин. 4.4.5 Определяем время отработки 1 хода, см: T = ((T2 + Т3) / (420 * β)) + (Lх / Vо) (4.22) где β - коэффициент машинного времени; Vо - скорость отгона комбайна, м/смену. T = ((353+1764 ) / 420 · 0.65)) + (196 / 115) = 10 см. 4.5 Определяем время отработки 2 хода 4.5.1 Определяем критические длины доставки, м: L1кр = (V1 / 2) * (qн / Q2 – tр) (4.23) L1кр = (85.36 / 2) * (6.63 / 3.9 – 1.3) = 17 м. L2кр = (V2 / 2) * (q / Q2 – tр) (4.24) L2кр= (135.8 / 2) * (12.75 / 3.9 – 1.3) = 134 м. 4.5.2 Определяем длины при отработке 1 и 3 участков, м: L1 = L1кр – lр (4.25) L1 = 17-6 = 11 м. L3 = Lх – lз – L2кр + lр (4.26) L3 = 196-20-134+6 = 48 м. 4.5.3 Определяем расчётную схему. По моим расчетам L1 > 0 ,а L3 > 0, я выбираю первую схему. 4.5.4 Определяем параметры комбайнового комплекса по первой схеме. 4.5.4.1 Определяем длину второго участка, м: L2 = L2кр- L1кр (4.28) L2 = 134-17=117 м. 4.5.4.2 Определяем производительность комбайнового комплекса на каждом участке, т/мин: Q2 = q / (q / Qк + Кср * tрп) (4.29) Кср – коэффициент, учитывающий время простоя комбайна при разгрузке БП на втором участке, Кср = 0.5 Q2 = 12.75 / (12.75 / 6.48 + 0.5 * 1) = 4.9 т/мин. Q3= q / ((2*l3/ V2) + tpп + tр) (4.30) где l3 = (2L2кр+ L3) / 2, м (4.31) l3 = (2 * 134 +48) / 2 = 158 м. Q3 = 12.75 / ((2 * 158 / 135.8) + 1 + 1.3) = 2.8 т/мин. 4.5.4.3 Определяем время отработки каждого участка, мин: T1 = ((Si * γ – По) / Q2) * L2 (4.32) T1 = ((12.58*2.07-0.52) / 6.48)*11= 43 мин. T2 = ((Si * γ – По) / Q2)* L2 (4.33) где γ – плотность руды, т/м: γ = 2.07 Т2 = ((12.58 * 2.07 – 0.52) /4.9)*117 = 609 мин. Т3 = ((Si * γ – По) / Q3)* L3 (4.34) Т3 = ((12.58 * 2.07 – 0.52) / 2.8)*48= 437.5 4.5.5 Определяем время отработки 2 хода, см: T = ((T1+T2 + Т3)/ (420 * β)) + (Lх / Vо) (4.35) где β - коэффициент машинного времени; Vo - скорость отгона комбайна, м/смену. T = ((43+609+437.5) / (420 * 0.65))+(196/115) = 6 см. 4.6 Определяем время отработки 3 хода 4.6.1 Определяем критические длины доставки, м: L1кр = (V1 / 2) * (qн / Q3 – tр) (4.36) L1кр = (85.36 / 2) * (6.63 / 4.5 – 1.3) = 7.4 м. L2кр = (V2 / 2) * (q / Q3 – tр) (4.37) L2кр= (135.8 / 2) * (12.75 / 4.5 – 1.3) = 104 м. 4.6.2 Определяем длины при отработке 1 и 3 участков, м: L1 = L1кр – lр (4.38) L1 = 17-6 = 1.4 м. L3 = Lх – lз – L2кр + lр (4.39) L3 = 196-20-134+6 = 78 м. 4.6.3 Определяем расчётную схему. По моим расчетам L1 > 0 ,а L3 > 0, я выбираю первую схему. 4.6.4 Определяем параметры комбайнового комплекса по первой схеме. 4.6.4.1 Определяем длину второго участка, м: L2 = L2кр- L1кр (4.40) L2 = 104-7.4=96.6 м. 4.6.4.2 Определяем производительность комбайнового комплекса на каждом участке, т/мин: Q2 = q / (q / Qк + Кср * tрп) (4.41) Кср – коэффициент, учитывающий время простоя комбайна при разгрузке БП на втором участке, Кср = 0.5 Q2 = 12.75 / (12.75 / 6.48 + 0.5 * 1) = 4.9 т/мин. Q3= q / ((2*l3/ V2) + tpп + tр) (4.42) где l3 = (2L2кр+ L3) / 2, м (4.43) l3 = (2 * 104 +48) / 2 = 143 м. Q3 = 12.75 / ((2 * 143 / 135.8) + 1 + 1.3) = 2.9 т/мин. 4.6.4.3 Определяем время отработки каждого участка, мин: T1 = ((Si * γ – По) / Q2) * L2 (4.44) T1 = ((14.64*2.07-0.52) / 6.48)*1.4= 6.5 мин. T2 = ((Si * γ – По) / Q2)* L2 (4.45) Т2 = ((14.64 * 2.07 – 0.52) /4.9)*97 = 590 мин. Т3 = ((Si * γ – По) / Q3)* L3 (4.46) Т3 = ((14.64 * 2.07 – 0.52) / 2.9)*78= 801 4.6.5 Определяем время отработки 2 хода, см: T = ((T1+T2 + Т3)/ (420 * β)) + (Lх / Vо) (4.47) где β - коэффициент машинного времени; Vo - скорость отгона комбайна, м/смену. T = ((6.5+590+801) / (420 * 0.65))+(196/115) = 7 см. 4.7 Определяем время отработки 4 хода 4.7.1 Определяем критические длины доставки, м: L1кр = (V1 / 2) * (qн / Q2 – tр) (4.48) L1кр = (85.36 / 2) * (6.63 / 2.6 – 1.3) = 53.4 м. L2кр = (V2 / 2) * (q / Q2 – tр) (4.49) L2кр= (135.8 / 2) * (12.75 / 2.6 – 1.3) = 245 м. 4.7.2 Определяем длины при отработке 1 и 3 участков, м: L1 = L1кр – lр (4.50) L1 = 53.4-6 = 47.4 м. L3 = Lх – lз – L2кр + lр (4.51) L3 = 196-20-245+6 = -63 м. 4.7.3 Определяем расчётную схему. По моим расчетам L1 > 0 ,а L3 ≤ 0, я выбираю третью схему. 4.7.4 Определяем параметры комбайнового комплекса по третьей схеме. 4.7.4.1 Определяем длину второго участка, м: L2 = Lк – lзар – L1кр + lр (4.52) L2 = 194-20-47.4+6=132.4 м. 4.7.4.2 Определяем производительность комбайнового комплекса на каждом участке, т/мин: Q2 = q / (q / Qк + Кср * tрп) (4.53) Кср = L2 / 2*(L2кр – L1кр) (4.54) Кср = 132.6 / 2*(245-53.4) = 0.35 Q2 = 12.75 / (12.75 / 6.48 + 0.35 * 1) = 5.3 т/мин. Q3= q / ((2*l3/ V2) + tpп + tр) (4.55) где l3 = (2L2кр+ L3) / 2, м (4.56) l3 = (2 * 245 -63) / 2 = 213.5 м. Q3 = 12.75 / ((2 * 213.5/135.8 ) + 1 + 1.3) = 2.4 т/мин. 4.7.4.3 Определяем время отработки каждого участка, мин: T1 = ((Si * γ – По) / Q2) * L2 (4.57) T1 = ((8.16*2.07-0.52) / 6.48)*47.4= 120 мин. T2 = ((Si * γ – По) / Q2)* L2 (4.58) Т2 = ((8.16 * 2.07 – 0.52) /5.3)*132.6 = 432 мин. 4.7.5 Определяем время отработки 2 хода, см: T = ((T1+T2 )/ (420 * β)) + (Lх / Vо) (4.59) где β - коэффициент машинного времени; Vo - скорость отгона комбайна, м/смену. T = ((120+432) / (420 * 0.65))+(196/115) = 4 см. 4.8 Полное время отработки камеры, см: Тц = Σ Tn +Тnзо + Tзар (4.60) где Σ Tn – суммарное время отработки всех ходов камеры (см); Тnзо – продолжительность зарубки – 2 см; Tзар – время на подготовительно-заключительные операции: перенос подстанции - 1 см, электросборки – 0.5 см и ВМП – 0.5см. Тц =10+7+4+4+6+6+2+0.5+0.5+1=41 см. Определение среднесуточной и среднемесячной производительности комбайнового комплекса. 4.6.1 Зарубка, т: Qзар = (а * ((hk + mпл) / 2) * γ - По) * lзар (4.61) где а - ширина комбайна; hк - высота комбайна; mпл - вынимаемая мощность пласта; γ - объёмный вес породы; По - потери отбитой руды на почве камеры; lзар - длина зарубки. Qзар = (6,1 * ((3.7 + 8.6) / 2) * 2,07 - 0,52) * 20 = 1543 т. 4.6.2 Определение производительности комбайнового комплекса глухого хода, т: Q1 = (S * γ - По) * (Lк - lзар + 2) (4.62) где S - площадь сечения режущего органа комбайна. Q1 = (20.2 * 2,07 - 0,52) * (194 - 20 + 2) = 7268 т. 4.6.3 Подрубка камеры глухого хода, т: Qn2 = S * γ (Lк - lзар) (4.63) Qn2 = 20.2 * 2,07 (194 - 20) = 7276 т. 4.6.4 Расширение камеры глухого хода, т: Qn = (S * γ- Кр *По)*( Lк - lзар +2) (4.64) Qn = (20.2*2.07- 0.55*0.52)*(194-20+2) = 7309 т. 4.6.5 Определяем общее количество руды с камеры, т: Qц = Qзар + ΣQn (4.65) Qц = 1543 + 2*7276 + 2*7309 = 30713 т. 4.7 Определяем сменную производительность комбайнового комплекса, т/см: Qсм = Qц / Tц (4.66) Qсм = 30713 / 41 = 749.1 т/см. 4.8 Определяем среднемесячную производительность комбайнового комплекса, т/мес: Qмес = (Qсм * n * (Tгод - Трем)) / 12 (4.67) где Tгод – календарный фонд времени в году = 305 дней; Трем – затраты времени на планово-предупредительный ремонт = 67 дней; n – количество добычных смен в сутки 3 смены. Qмес = (749.1 * 3 * (305 - 67)) / 12 = 44571.45 т/мес. 5 КРЕПЛЕНИЕ И УПРАВЛЕНИЕ КРОВЛЕЙ Принятые параметры системы разработки обеспечивают устойчивость горных выработок от влияния горного давления в течение длительного времени. С целью предотвращения несчастных случаев, связанных с обрушением пород кровли, очистные выработки проводятся с отбором первого коржа. В тех случаях, когда в кровле очистных и подготовительных выработок имеют место нарушения либо отклонения от паспортов проходки и управления кровлей, приводящие к возникновению опасных зон, необходимо немедленно производить оборку или крепление этих зон согласно паспортов управления кровлей выработок. Крепление производится анкерной крепью (винтовой или распорной) при отработке верхнего слоя пласта. Не закрепленные участки кровли, пройденные без нарушения паспорта проходки и управления кровлей, но опасные по обрушению, подлежат дополнительному креплению или оборке с целью приведения кровли выработки в безопасное состояние. Пласт КР- 2 Для увеличения устойчивости 2 и 3 коржей, а также при оставлении в кровле пачки сильвинита 0,5 метров и имение, при отработке камеры, производится крепление их анкерной крепью с помощью навесного оборудования комбайна. Расстояние между анкерами, установленными вдоль оси камеры – 2,5 + 0,1 метр. Отставание крепи от забоя не более 4,5 метра. Дополнительному креплению подлежат: - зона выхода комбайна в кровлю пласта; - зоны локальных нарушений кровли пласта; - оставленный в кровле сильвинит и один корж, которые не возможно обрушить. При выходе комбайна в кровлю пласта в горловине камеры первый ряд устанавливается в двух метрах от линии одного коржа, в которой ряд- в 0,5 метрах от кромки подрезанного первого коржа, ввиду слабой устойчивости четвёртого слоя по глинки при оставлении его в кровле и не возможности обрушить ширмой, не обходимо крепить по этой же схеме. В остальных случаях первый ряд анкеров устанавливается не далее 0,5 метров от линии подрезки сильвинита. Порядок установки крепи: - определяется безопасное место в близи нарушения кровли путем простукивания и визуально; - проверяется устойчивость кровли ширмой в месте нарушения, выбираются заколы; - пробуривается шпур d= 41- 43 мм. для установки анкера; - производится повторная попытка обрушить оставленный сильвинит и один корж ширмой; - устанавливается анкер. Работы по пунктам производится из безопасного места. Суточный расход крепи составляет: Nсут= 0,03 Qсут Пласт АБ Крепление кровли производится в случаях: - выхода комбайна в кровлю пласта; - при не возможности обрушения сильвинита и коржа ширмой; - при появлении горизонтальных трещин в соли Б-В или подрезки по мощности более 0,3 метров; -места геологических и технологических нарушений. Порядок установки крепи: - определяется безопасное место в близи нарушения кровли путем простукивания и визуально; - проверяется устойчивость кровли ширмой в месте нарушения, выбираются заколы; - пробуривается шпур d= 41- 43 мм. для установки анкера; - производится повторная попытка обрушить оставленный сильвинит и один корж ширмой; - устанавливается анкер; Пласт В Креплению подлежат: - зона выхода комбайна в кровлю пласта; - зона локальных нарушений кровли пласта. При выходе в кровлю пласта первый ряд анкеров устанавливается в двух метрах от линии подрезки, второй ряд в 0,5 метра от линии подрезки. В остальных случаях первый анкер устанавливается на расстоянии не более 0,5 метров от линии подрезки сильвинита на протяжении всей линии. Расстояние между анкерами в ряду не более1,6 метров. Только после установки первого ряда анкеров устанавливается второй ряд на расстоянии 1,5 метров. Порядок установки крепи: - определяется безопасное место вблизи нарушения кровли путем простукивания и визуально; - проверяется устойчивость кровли ширмой в месте нарушения, выбираются заколы; - пробуривается шпур d= 41- 43 мм. для установки анкера; - производится повторная попытка обрушить оставленный сильвинит и один корж ширмой; - устанавливается анкер; Контроль за состоянием кровли и крепи производится горным надзором участка с записью в «Журнал записи результатов осмотра крепи и состояния горных выработок». 6 УЧАСТКОВЫЙ ТРАНСПОРТ Ствол № 1 оборудован двумя подъемными машинами № 1,2 типа 2Ц-5 х 2,8 со скипами емкостью 19,0 куб. м. В 2006 году выдача руды по стволу № 1 будет производиться двумя машинами. Расчетная производительность каждой машины: ШПМ № 1 – 4,095 млн. тон/год; ШПМ № 2 - 4,095 млн. тон / год Требуемая производительность : машины № 1 (зап.) – 4 597 750 тонн/год (сильвин. руда) машины № 2(вост.) – 3 768 250 тонн/год (сильвин. руда ) На очистных работах транспортировка руды от комбайна до выемочного штрека производится самоходными вагонами 5ВС-15 с разгрузкой через рудоспускные скважины на конвейер 1Л-1000КУ или КЛ-600, который расположен на блоковом заглубленном штреке. Конвейер 1Л-1000КУ транспортирует руду до панельного конвейерного штрека, по которому проложен конвейер 1Л-120 (ЛК-1200). С конвейера 1Л-120 руда через рудоспуск загружается на конвейер 2ЛУ-120В, смонтированному на гл. конвейерном штреке и транспортируется до бункеров ствола № 1. Из общешахтного бункера руда доставляется загрузочными конвейерами В-1200 в дозатор ствола № 1 и скипами выдается на поверхность. Перевозка людей на участки производится автомашинами "Минка-26М", УАЗ. Транспортировка материалов и оборудования в шахту производится тракторами ТДТ-55 и машиной ПДМ-8.
| ||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
