Подземная разработка полезных ископаемых

               Комбинированный  способ  проветривания  чаще  всего  применяется  при  скоростной  проходке  на  не  газовых  шахтах. В нем  сочетается  достоинства  нагнетательного  способа (активное  перемешивание  газов  в  призабойной  зоне.)и  всасывающего (ограниченный  объем  проветривания).

                При  комбинированном  способе  проветривания  используется  один  или  два  вентилятора. В  случае  использования  одного  вентилятора, он  работает  вначале  на  всасывание, а  после  удаления  высококонцентрированного  газового  облака  из   забоя  по  трубопроводу  в  исходящую  струю  вентиляторов, основной  вентилятор  устанавливается  вблизи  устья  выработки (на  расстоянии ³ 10м)  и  работает  на  всасывание. Второй  вентилятор  (вспомогательный)  снабжается  коротким  нагнетательным  трубопроводом  и  устанавливается  в  выработке  вблизи  забоя. Подача  нагнетательного  вентилятора  должна  быть  на 20-30 %  меньше  количества  воздуха, которое  поступает  во  всасывающий  трубопровод  (рис.1в).

 

 

3.4.Расчет  расхода  воздуха  для  вентиляции  шахты.

 

              Расчет  производим  по  следующим  показателям:

1. по  факту  расхода  ВВ;
2. по  факту  газов, выходящих  при  работе  ДВС   самоходного  оборудования.

 

1. Расход  воздуха  по  фактору  расхода  ВВ  определяется  по  формуле (3.1.)

 

Qвв= 10*Jвв* В * Кз/(Т*Сд),                     (3.1.)

 

                 где  Jвв – газовость ВВ, Jвв = 0,04 м3/кг

где В- количество одновременно  взрываемого  ВВ,

В= 1185 кг;

К3 – коэффициент  запаса  (при   всасывающем  способе  вентиляции  рудника  и  отсутствии  аэродинамической  связи  с  поверхностью  К3=1,4);

Т- время  проветривания  выработки  после взрыва, Т=60мин.

Сд- максимально  допустимая концентрация  газа  в  общей  исходящей  струе  шахты (для  условного  оксида  углерода  Сд= 0,008 %).

 

Qвв= 100* 0,04*1185*1,4/(60*0,008)=13825 м3/мин=230 м3/с

 

2. Расход  воздуха  для  вентиляции  шахты  по факту  выхлопных  газов  ДВС[1].

 

Qдвсqм*Nд,                (3.2.)

 

              где    qм – нормативный  расход  воздуха  на 1 кВС  номинальной  мощности  двигателя (для  дизельных  ДВС qм= 7÷8м3/ (мин.кВТ));

 

Nд= (Nт*Пт+Nб*Пб+Nпмзш + Nпогр* П погр)*  Ки,              (3.3)

 

         где   Nт, Nб, Nпмзш, Nпогр – соответственно  мощности  двигателей  автосамосвала   TORO -4D, буровой  кареты, МАЗа,погрузчика   Cat 980:

 

 

Nт= 335 кВт, Nб=75кВт, Nпмзш=75 КвТ, Nпогр=140кВт;

 

            Пт,Пб,Ппмзш,Ппогр. – соответственно  количество  машин, одновременно  работающих  в  шахте:

 

Пт =8,пб=8,Ппмзш = 4,Ппогр = 6;

 

Ки – коэффициент  использования  машин  во  времени, Ки= 0,5÷0,6

 

Nд= (335*8+75*8+75*4+140*6)*0.5=2210Квт

 

                 Тогда Qдвс=7*2210=15470 м3/мин=258м3/с.

                 Таким  образом, получили  Qвв=230м3/с и Qдвс=258 м3/с. С  учетом  утечки  воздуха  и  запаса  ВГП Qнеобх.= 1,3*258=335 м3/с.

 

 

3.5.Выбор  вентилятора  проветривания.

 

             Для  выбора  вентилятора главного  проветривания  определяется  его депрессия  по  формуле [1]:

 

hв=hш+ hвн,                   (3.4)

 

                  где  hш – депрессия  шахты: длы  шахт  Жезказгана  характерна   hш = 2900 ÷ 3500Па,принимаем  hш= 3200 Па;

                 hвy – внутренние  потери  давления  в  вентиляторе (не  учитываем  ввиду  незначительного  значения).

 

hв= hш = 3200Па=327 мм  вол.ст.

 

                  Для  выбора ВГП  с  учетом  утечки  воздуха  и  запаса  ВГП  принимаем

 

hнеобх.= 1,3* hв= 1,3*327=425 вод.ст.             (3.5)

 

                Для  проветривания  шахты  принимаем  вентилятор, в  зону  промышленного  использования  которого  (область  экономичных  режимов  работы)  вписываются   значения   режима  работы  hнеобх.=425 мм  вод.ст.  и  Qнеобх. = 335 м3/с.

                Этим  значением соответствует  характеристка  вентилятора  ВЦД- 47,5 А[2].

 

Техническая  характеристика                 ВЦД – 47,5 А

 

Диаметр        рабочего  колеса, мм                        4700

Чистота  вращения, мин'                                           490

Окружная  скорость, м/с                                           121

Диапазон  в  зоне  промышленного  использования:

подачи, м3/с                                                          90-710

статического давления, Па                            1300-9100     

Максимальный  статический к.п.д.                      0,865

 

Мощность  давления  вентилятора [1]

 

Nв=Qв*hв/100* h в* hд *hп                                  (3.6.)

 

   где  hв- к.п.д. вентилятора,   hв=0,86;

          h -   к.п.д. двигателя,      = 0,95

          h -   к.п.д.   передачи  от  двигателя  к  вентилятору,        hп= 0,95   

 

Nв= 335*425/100*0,86*0,95*0,95=1834 кВт

 

                     Принимаем  двигатель  СДВ – 16 - 64 – 12  мощность  2000 кВт  при  напряжении  6кВ [3].

 

Годовой  расход  электроэнергии   [1]:

 

Е= (Qi*hi*T*n)/100*пси* hв* hд*hп)              (3.7)

 

где  Т- время  работы  вентилятора, Т= 24ч.;

П- количество  дней  в  году  работы  вентилятора, П= 365 дн.;

 

hс– к.п.д.  сети, hс  =0,95

 

Е=(335*425*24*365)/100*0,95*0,86*0,95*0,95)=16914867 кВт*ч

 

Удельный  расход  электроэнергии [1];

 

С=Е/А,         (3.8)

 

      Где  А – годовая  производительность  рудника,

 

А= 5000000 т

 

С= 16914867/5000000 = 3,4 кВт.ч/т

 

3.6.Вывод.

 

           Таким  образом, на  основе анализа  полученных  расчетов  выбираем  вентилятор  главного  проветривания  ВЦД – 47,5 А, который  устанавливается  на  вентиляционных  стволах  Анненский -2  и Анненский -3. Вентилятор  обеспечивает  рудник  необходимым  количеством  воздуха  в  объеме  90-710 м3/с.

           На  рудниках  Жезказганского  месторождения  принят  всасывающий  способ  проветривания  по  фланговой  схеме, который  предусматривает  подачу  свежего  воздуха  с  поверхности  по  стволу, расположенному  в  центре  шахтного  поля. При  этом  движение  воздуха  обеспечивается  за счет  разряжения, создаваемого  вентиляторами  главного  проветривания.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

4.ГОРНО - МЕХАНЧЕСКАЯ  ЧАСТЬ.

 

4.1. Подземный  транспорт.

 

             Подземный  транспорт  шахт  и  рудников  горнодобывающей  промышленности  является  составным  звеном  общешахтной  транспортной  системы,   под  которой  понимают  управляемую  совокупность  взаимосвязанных  технологических  схем  и средств  основанного  и  вспомогательного  грузопотоков  по  горным  выработкам  и  на поверхности.

                Он  представляет  собой  многозвенную (разветвленную) систему, состоящую  из  разнотипных  транспортных  установок  цикличного  и  непрерывного  действия  с  взаимосвязанными  параметрами,  функционирующую  в  сложных  горно- геологических  условиях.

               Основные  требования, представляемые  к  шахтным  транспортным  системам  являются:

               Техническое  обеспечение  бесперебойной  работы  очистных  и  подготовительных  забоев  при  высокой  концентрации  горных  работ  за  счет  увеличение пропускной  способности  транспортных  звеньев  с   существующими  и  перспективными  грузопотоками; сохранения  сортности  полезного  ископаемого  процессе  транспортирования;  надежная  работа  сопрягаемых  узлов  общешахтной  транспортной   системы;  минимальные  затраты  времени  на  погрузочно – разгрузочные  транспортные  операции; бесперебойное  обеспечение  производственных  звеньев  вспомогательными  материалами, доставляемыми  укрупненными  единицами  (пакеты  и  контейнеры); максимальная  однотипность  применяемых  прогрессивных  видов  и  типов  транспортного  оборудования, соответствующих  уровню  технического прогресса;

                 Организационные – комплексная  взаимоувязка  отдельных  составляющих  транспортного   процесса  основного  грузопотока  (погрузка, транспортирование, разгрузка)  с  работой  вспомогательного  транспорта;

              Горнотехнические – взаимоувязка  параметров  принципиальных  технологических  транспортных  схем с  горно- геологическими  условиями  разрабатываемого   месторождения, технологическими  схемами  и  параметрами  вскрытия  и  подготовки, а  также  условиями  работы  горнотранспортных  машин  и  оборудования  в  шахте;

             Эргономические – обеспечение  простоты  управления  транспортным  процессом  и  комфортных  условий  для  обслуживающего  персонала;

            Безопасности- повышение  уровня  безопасности  за счет  полного  исключения  технических, технологических  и  организационных    факторов, приводящих  к травматизму, и   соблюдения  надлежащих  санитарно- гигиенических  условий  труда.

              В  настоящее  время  проводят  комплексные  исследования  с  целью  разработки  оптимальной  технологии  и  организации  работы  вспомогательного  транспорта, создание  и  промышленного  выпуска  необходимых  средств  транспорта.

             Одновременно с  созданием  и  внедрением  новых  средств  совершенствуются  технологические  схемы  транспорта  и  организация  его  работы, что  также  способствует  повышению  эффективности  и  снижению  трудоемкости  операций  на  подземном  транспорте.

 

1. Самоходные  транспортные  машины.

 

              Развитие  прогрессивной  технологии  подземной  добычи  руды  на  базе  использования  нерельсового оборудования  обусловили  широкое применение   самоходных  транспортных    машин  как  одного из  основных  средств  комплексной  механизации.

Самоходные  транспортные машины  используются  для  лоставки  горной  массы  от  забоев к  рудоспусками  и  откаточными  штрекам   или к  блоковым  конвейерным штрекам   в  пределах  выемочного  участка  от  погрузочной  машины  до  рудоспуска; от забоя  до ствола  или  на  поверхность. Кроме  того, самоходные  транспортные  машины  все  более  широко  применяют  в  качестве  машин  вспомогательного  назначения  для доставки  различных  грузов и  перевозки  людей.

                  Основными  преимуществами  самоходными  транспортных  машин  являются  высокая  производительность  и  маневренность, способность  передвигаться   по  выработкам, искривленными в  плане, с  малыми  радиусами сопряжений, а  также преодолевать  значительные  расстояния, эффективное  транспортирование  при  отработке  залежей  со  сложной  гипсометрией  почвы; возможность  транспортирования  насыпных  грузов  крупностью 0,6-0,8 м, возможность    совмещения  одним  транспортным средством  откатки  горной  массы  из  забоя  и  доставки  в  забой  материалов  и  оборудования; сокращение  или  полное  отсутствие  работ  по наращиванию  транспортных  линий.

               В  настоящее  время  на  рудниках  Жезказгана  для  механизации  горнопроходческих  и  очистных  работ  предусматривается  применение  различного  высокопроизводительного  самоходного обродования.

             Погрузка  горной  массы  осуществляется  ковшевыми  колесными  погрузчиками  типа  «Катерпиллер – 980С», а вывозке  руды до  перепускных  рудоспусков – автосамосвалами  «TORO – 40D». Здесь  же  применяют  вспомогательные  машины  ПДМ, «TORO – 501 D», TORO – 650D; ЛК-1, производящие  отгрузку  горной  массы  из проходческих  забоев и  используемые  на  хозяйственных  работах.

                   Для  бурения  шпуров  используют  буровые  кареты  «Параматик  Г  – 205 Т», «УБШ – 535Д», а для  механизированной  зарядки  шпуров – ПМЗШ – 2М.

                    Обезопашивание, осмотр  и  крепление  кровли  производится  с  использование  СП -8А, а также  применяют  обезопасчик  на базе  ПДМ  «Катерпиллер  – 98С» с навесным  оборщиком  кровли  ОКН -4.

 

2. Расчет  производительности  комплекса  погрузчик – самосвал.

 

                 Из  приведенных  выше  средств  механизации  произведем  расчеты  производительности  комплекса  погрузка  Cat – 980G – автосамосвал   TORO – 40D.

                Техническая  производительность  машин:

 

Qт= 60* Vк*Кн*U/tоб,                                          (4.1)

 

     где  Vк=5м3- объем ковша  погрузчика;

             К= 0,8 – коэффициент  наполнения  ковша;

             U = 1.8 т/м3- плотность  разрыхленной горной  массы;

             tц=60 сек. – время  одного цикла  движения  ковша.

 

Qд= 3600* Gс* Кн.с.*γ/ tоб,                       (4.2)

 

где Gс=40 т- грузоподъёмность  автосамосвала;

       Кн.с = 0,85 ÷ 0,9 –  коэффициент  наполнения  автосамосвала  рудой;

         tоб – время одного  оборота  самосвала;

 

tоб= tn+ tдв+ tр                                            (4.3)

 

          где  tn- время  погрузки  самосвала;

          tдв – время  движения  самосвала  от  забоя  до  пункта  разгрузки  и  обратно;

           tp= 13 сек. – время  разгрузки самосвала  у  рудоспуска

 

tn = (  x  * Gс*tц*Кман*Кр)/(Vк*Кн*U),             (4.4)

 

            где      x =1,15 – коэффициент, учитывающий  время    на  отбор  негабаритной  руды  в  забое;

Кман= 1,1÷1,2 – коэффициент, учитывающий  время  манёвров автосамосвала  у  погрузчика;