Выбор и расчет системы вентиляции шахты “Скалистая” рудника “Комсомольский”

Годовая норма амортизации:

- Буровая машина НА=25 %;

Погрузочно-доставочная машина НА=41 %;

Кровлеоборочная машина НА=50 %;

 

3.При закладке выработанного  пространства производительность  ПЗК составляет НЗ=567 м3/смену.

4.Месячная скорость проведения подготовительно-нарезных выработок одним забоем – 70 м.

5.Число шпуров на забой при  сечении выработок S=4; 12; 14,5; 17; 19 м2 соответственно равно NШ=16; 40; 42; 46; 49.

6. Глубина шпуров при очистных  работах LОЧ=4 м, расстояние между шпурами a=0.5 м, между рядами шпуров b=1 м.

7.Принимаем следующие нормы  расхода материалов, энергии и  их стоимость (таблица 4.3.1).

8.Полная сменная зарплата рабочих  по профессиям с учетом тарифной  ставки, премии, районного коэффициента, северных надбавок, надбавок за вредные условия труда и т. п. принимаем для:

 

бурильщика – 331,42 р; 

взрывника – 265,41 р;

машиниста ПДМ – 342,82 р;

 

9.Для расчета ТЭП слоевой  системы разработки с нисходящими  слоями, закладкой выработанного  пространства, принимаем расчетный  блок равным одной секции шириной 8 м, длиной 120 м, высотой 24 м.

Таблица 4.3.1

Нормы расхода материалов, энергии и их стоимость

 

Наименование	Норма расхода	Стоимость единицы, р
ВВ для горно-проходческих работ, кг	0,8	5,65
ВВ для очистных работ, кг	0,6	5,65
ЭД для горно-проходческих и очистных работ, шт	0,4/0,2	3,00
Буровая сталь, кг	0,6	7,57
Дизельное топливо,  кг	0,4	2,5
Закладка бетон марки М30,  м3	0,24	75,77

 

4.3.1 Расчет балансовых запасов  расчетного блока по элементам  системы разработки.

 

Для расчета распределения балансовых запасов и извлекаемых запасов расчетного блока  по элементам блока составляем таблицу 1 (приложение №4), в которую сводим все результаты расчетов.

Количественные потери по видам работ определяем по формуле:

  (4.3.1)

 

где: n – коэффициент потерь; Б – количество балансовых запасов, т.

 

Средневзвешенный коэффициент потерь руды по системе разработки

  (4.3.2)

 

Количество рудной массы при отработке слоев

 

  (4.3.3)

Количество вмещающих горных пород (или закладочного массива), разубоживающих балансовую руду при отработке слоев:

 

  (4.3.4)

 

Средневзвешенное разубоживание по системе разработки

 

  (4.3.5)

 

Линейный коэффициент подготовительно-нарезных выработок по системе  разработки:

  (4.3.6)

К =(540+26,1)/102749 1000=5.5,м/1000т;

Объемный коэффициент подготовительно-нарезных выработок по системе разработки

 

  (4.3.7)

 

где: li – длина подготовительно-нарезных выработок, м;

 

К =85.6 м /1000т.

 

4.3.2 Расчет производительности  труда по системе разработки

 

Расчет производительности труда бурильщика.

Расчет производительности труда бурильщика при проходке подготовительно-нарезных выработок.

• ОК.

Расчет: Суммарная длина шпуров для проведения ОК:

 

  (4.3.8)

Количество смен, необходимых для проведения ОК:

 

  (4.3.9)

 

Производительность бурильщика:

 

  (4.3.10)

 

 

 

• ВЗШ.

 

Нб=170 м/смену; Nш=42; S=14,5 м2; LВ=8.1 м; Г=300,6 т.

 

   (4.3.11)

 

  (4.3.12)

 

  (4.3.13)

 

- ВВР.

Нб=34 м/смену; Nш=16; S=4 м2; LВ=22 м; Г+Д=306 т.

 

   (4.3.14)

 

  (4.3.15)

 

  (4.3.16)

 

- СО.

Нб=170 м/смену; Nш=36; S=17 м2; LВ=8 м; Д шести СО=3508 т.

  (4.3.17)

  (4.3.18)

  (4.3.19)

 

- 4РШ.

Нб=170 м/смену; Nш=36; S=16 м2; LВ=120 м; Д=33024 т.

 

  (4.3.20)

  (4.3.21)

 

(4.3.22)

 

- РШ первого слоя.

Нб=170 м/смену; Nш=49; S=19 м2; LВ=120 м; Д=9804 т.

 

  (4.3.23)

 

  (4.3.24)

 

  (4.3.25)

 

Определение производительности труда бурильщика при проведении очистных работ.

- Расширение РШ первого  слоя (до размера первого и  второго слоев)

Количество шпуров, необходимое для расширения РШ:

 

  (4.3.26)

 

  (4.3.27)

 

Количество шпуров для обуривания второго слоя:

 

  (4.3.28)

 

Общая длина шпуров для расширения РШ до первого слоя:

 

  (4.3.29)

 

 

второго слоя:

  (4.3.30)

 

Общая длина шпуров для отбойки первого и второго слоев;

 

  (4.3.31)

Количество смен бурильщика для обуривания первого и второго слоев:

 

  (4.3.32)

 

Производительность труда бурильщика:

 

  (4.3.33)

 

- Отработка слоев.

Количество шпуров на 3 слоя:

 

  (4.3.34)

 

Общая длина шпуров на 3 слоя:

 

  (4.3.35)

 

Количество смен бурильщика:

 

  (4.3.36)

 

Производительность труда бурильщика:

 

  (4.3.37)

 

 

Все полученные расчетные данные вносим в таблицу 2 (приложение №4).

 

Расчет производительности труда взрывника при проведении подготовительно-нарезных выработок и при очистных работах.

Принимаем норму выработки взрывника: НВ=120 кг/смену при подготовительно-нарезных работах и удельном расходе ВВ q=0,8 кг/т; НВ=400 кг/смену при очистных работах q=0,6 кг/т.

 Расчет времени работы  машиниста ПДМ и времени на  закладочные работы.

Принимаем норму выработки машиниста ПДМ НМ=400 т/смену, следовательно nм=400 т/смену.

Количество смен, необходимых для уборки горной массы расчетного блока:

 

  (4.3.38)

 

Объем расчетного блока . Количество смен, необходимых для заполнения блока закладкой:

 

  (4.3.39)

 

Рассчитанные величины заносим в таблицу 4.3.3.

 

4.3.3 Расчёт производительности  и трудоёмкости по системе.

 

Средневзвешенная производительность подготовительно-нарезных работ:

 

  (4.3.40)

 

Средневзвешенная производительность очистных работ:

 

  (4.3.41)

 

Трудоемкость системы разработки составляет:

 

  (4.3.42)

 

4.3.4 Расчет продолжительности времени  на отработку расчетного блока.

 

Принимаем, что работы ведутся без совмещения процессов бурения, отгрузки горной массы, взрывных работ и закладки. Скорость проведения РШ - 70 м/мес. Работы ведутся в 3 смены, 22 дня в месяц. В таком случае время отработки блока складывается из следующих величин процессов:

-Проведение 2ПШ длинной  по 120 м каждый –3,43 мес;

-Проведение РШ длинной 120 метров – 1,71 мес;

-Бурение – 35106 метров  шпуров при отработке 5-ти слоёв  – 3,13 мес.;

-Отгрузка 109254 т рудной (горной) массы – 4,1 мес;

-Закладка выработанного  пространства объемом 23040 м3 – 0,61 мес.

 

Всего времени 12,98 мес или 1,08 года.

 

4.3.5 Расчет времени использования  самоходного оборудования

Буровая машина используется:

5,14 мес. на проведение  РШ и подкровельных штреков  и 3,13 мес при отработке слоев. Всего около 8,27 мес или 0,67 года.

Погрузочно-доставочная машина используется:

1,1 мес на проведение  РШ, 2 ПШ и 2,9 мес при очистной  выемке. Всего 4 мес или 0,35 года.

Кровлеоборочная машина – 10% от времени на бурение и отгрузку горной массы – 0,1 года.

 

4.3.6 Расчет расхода основных  материалов и энергии.

 

На основании данных из таблиц 1 и 2 (приложение №4) рассчитываем расход основных материалов и энергии, полученные результаты вносим в таблицу 3 (приложение №4).

4.3.7 Расчет стоимости материалов  и энергии.

 

По результатам расчетов, сведенных в таблицы 1 и 2 (приложение №4) составляем таблицу 4 (приложение №4).

 

4.3.8 Определение заработной платы  на 1 т добытой руды.

 

Рассчитываем заработную плату рабочих при добыче 1 т руды, и результаты заносим в таблицу 5 (приложение №4).

 

4.3.9 Определение амортизационных отчислений на 1 т руды.

 

Принимаем перечень и первоначальную стоимость самоходного оборудования, задействованного при разработке блока. Все результаты расчетов сводим в таблицу 6 (приложение №4).

 

Амортизационные отчисления на 1 т руды составят:

 

  (4.3.42)

 

4.3.10 Определение себестоимости 1 т  руды по системе разработки.

 

Составляем таблицу 7 (приложение №4), в которую сводим результаты расчетов.

 

4.3.11 Технико-экономические показатели (ТЭП) слоевой системы разработки  с комбинированным порядком выемки слоев и закладкой выработанного пространства.

 

ТЭП по системе разработки заносим в таблицу 8 (приложение №4).

 

 

6. Выбор и расчет системы вентиляции рудника

 

5.1. Выбор системы вентиляции  рудника.

Основные требования к схемам вентиляции

Схема проветривания должна обеспечивать:

• наиболее полное обособленное разбавление метана, выделившегося из всех источников, и возможность ведения работ по их эффективной дегазации;
• газ, выделяющийся из выработанного пространства, должен разбавляться и отводиться обособленными струями воздуха, а также за счет применения средств дегазации;
• необходимую степень устойчивости вентиляционных струй по направлению и расходу как при нормальном, так и при аварийном режиме;
• максимально благоприятные санитарно-гигиенические условия в очистных выработках и возможность устранения нагревания и загрязнения свежей струи газом и пылью по пути ее движения к забоям;
• максимальное снижение бесполезных утечек воздуха путем уменьшения числа вентиляционных сооружений;
• обособленность проветривания очистных забоев при разработке выбросоопасных пластов;
• безопасные условия ведения горноспасательных работ и маневрирования вентиляционными струями;
• минимальное число диагоналей, регулирующих устройств и дополнительных источников тяги;
• необходимый контроль вентиляционных параметров и возможность оперативного управления ими;
• высокие допустимые нагрузки на очистной забой по газовому фактору;
• обособленное проветривание наклонных конвейерных выработок.

Основные схемы проветривания рудников

Для обеспечения более равномерного и обособленного распределения воздуха между блоками, этажами и отдельными горизонтами, а также для снижения подсосов воздуха через зоны обрушения рекомендуются следующие варианты фланговой схемы вентиляции рудников.

Схемы первого варианта предназначены для проветривания рудников мощностью более 6 млн.т в год при разработке на большой глубине и сравнительно небольшой длине шахтного поля (1000—1500 м). При этом на каждый рабочий этаж проводится один штрек-коллектор.

Данная схема нас не устраивает т.к. по исходным данным A=2 млн. т.

Второй вариант (рис.5.1) рекомендуется для вентиляции рудников мощностью 2—6 млн. т в год, имеющих шахтное поле небольшой длины. Схема включает один штрек-коллектор на два рабочих горизонта. Способ вентиляции может быть любым.

Рис. 5.1 Фланговая схема вентиляции рудников средней производственной мощности: