Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ по плану на 2010 год приведен в таблице 3:
4. Внутришахтный транспорт
Риддер-Сокольное месторождение вскрыто 12 вертикальными стволами на глубину 460,8 м (до уровня 18 горизонта), по горизонтали – откаточными квершлагами, ортами (штреками) на основных и промежуточных горизонтах, а так же серией вертикальных и горизонтальных вентиляционных выработок, обеспечивающих проветривание всех эксплуатируемых залежей. Всего отработка ведется на 11 залежах и 11 эксплуатационных горизонтах. Транспортировка руды и породы осуществляется по 3 концентрационным горизонтам (11, 13,16) электровозами К-10, К-14 в вагонах ВГ-4,5 и ВГ-2,2. по промежуточным горизонтам транспортировка руды и породы осуществляется в вагонах УВБ-2,5 и ВГ-2,2.
В соответствии с годовым планом по добычи руды вывозка руды составляет 1800000т/г.
Расстояние от пунктов разгрузки до пунктов погрузки при движении в порожняковом направлении:
L1п = Lk +Lп (13)
L2п = Lk +Lш -Lsn +Lв1 +Ls (14)
L3п = Lk +Lш +Lв1 -Lsn +Lв2 +Ls (15)
L4п = Lk +Lш +Lв1 -Lsn +Lв2 +Lв3 +Ls (16)
где Lk =1000м – длина квершлага;
Ln =600м – расстояние от квершлага до погрузочного пункта №1;
Lш =750м – длина штрека;
Lsn =55м – расстояние между полевыми ортами;
Lв1 – длина первого блока;
Lв2 =Lв3 – длина второго и третьего блоков;
Ls = 10м – расстояние от полевого орта до рудничной залежи.
L1п = 1000+600 = 1600м
L2п = 1000+750-55+70+10 = 1775м
L3п = 1000+750-55+70+75+10 = 1850м
L4п = 1000+750-55+70+75+75+10 = 1925м
Расстояние от пунктов погрузки до пунктов разгрузки при движении в груженом направлении:
L1г = Lk +Lп (17)
L2г = m+Ls +Lв1 +Lш +Lk (18)
L3г = m+Ls +Lв1 +Lв2 +Lш +Lk (19)
L4г = m+Ls +Lв1 +Lв2 +Lв3 +Lш +Lk (20)
где m=35м – мощность рудного тела.
L1г = 1000+600 = 1600м
L2г = 35+10+70+750+1000 = 1865м
L3г = 35+10+70+75+750+1000 = 1940м
L4г = 35+10+70+75+75+750+1000 = 2015м
Расстояние транспортирования при движении в порожняковом направлении:
n n
Lп = åAi Lin /åAi (21)
i=1 i=1
Lп = (1152* 16000+1152* 1775+1152* 1850+1152* 1925)/(4* 1152) = 1787,5м
Расстояние транспортирования при движении в грузовом направлении:
n n
Lг = åAi Li А/åAi (22)
i=1 i=1
Lг = (1152* 16000+1152* 1865+1152* 1940+1152* 2015)/(4* 1152) = 1855м
Средневзвешенная длина откатки:
L = (Lп +Lг )/2 (23)
L = (1787,5+1855)/2 = 1821м
Исходя из производительности рудника и средневзвешенной длины откатки принимаем вагон ВГ-4,5 с глухим не опрокидным кузовом и контактный электровоз К-14М.
ВГ-4,5:
Вместительность – 4,5 м3
Колея – 755 м
Длина по буферам – 4100 м
Ширина – 1350 м
Высота – 1550 м
Масса тары – 4,2 т
К-14М:
Сцепная масса – 14 т
Напряжение – 275 В
Количество двигателей – 2
Мощность двигателей – 46 кВт
Число секций – 1
4.1 Расчет электровозного транспорта
Фактическая грузоподъемность принятого вагона:
G = VYKн (24)
где Y – насыпная плотность руды.
G = 4,5* 2,8* 0,95 = 12т
Фактическое сопротивление движению груженого и порожнякового состава:
Wг = 10,5G-1/3 (25)
Wп = 10,2G0 -1/3 (26)
где G0 – масса тары вагона.
Wг = 10,5* 12-1/3 = 4,6н/кН
Wп = 10,2* 4,2-1/3 = 6,3н/кН
Масса груженого поезда:
Qг = Pc ц nc ((1000gj/(1000(1+jn )j0 +(1,5Wг +i)g)-1) (27)
где nc =1 – число секций электровоза;
j=0,15 – коэффициент сцепления без подсыпки песка;
jn =0,075 – коэффициент инерции вращающихся масс поезда;
j0 = 0,04м/с2 – ускорение при начале движения поезда;
i = 3% – уклон пути.
Qг = 14* 1((1000* 9,8* 0,15/(1000(1+0,075)* 0,04+(1,5* 4,6+3)9,8)-1) = 109,2т
Количество вагонов в составе:
n = Qг /(G+G0 ) (28)
n = 109,2/(12+4,2) = 7 вагонов
Уточненная масса груженого состава:
Qг = n(G0 +G) (29)
Qг = 7(4,2+12) = 113т
Уточненная масса порожнего состава:
Qп = nG0 (30)
Qп = 7* 4,2 = 29,4т
Полезная масса поезда:
Q = nG (31)
Q = 7* 12 = 84т
Сила тяги на один двигатель в период установившегося движения груженого и порожнего составов:
Fг = (g/ng nc )(Pc nc +Qг )(Wг -i) (32)
Fп = (g/ng nc )(Pc nc +Qп )(Wп -i) (33)
Fг = (9,8/2* 1)(14* 1+113)(4,6-3) = 998,8Н
Fп = (9,8/2* 1)(14* 1+29,4)(6,3-3) = 1977,7Н
Скорость груженого поезда:
Vг = 177N/(Fг +0,807Vr ) (34)
где N – мощность двигателя (кВт),
Vr – скорость движения электровоза при часовом режиме (м/с).
Vг = 177* 46/(998+0,807* 3,23) = 9,2м/с
Скорость порожнего поезда:
Vп = 177N/(Fп +0,807Vr ) (35)
Vп = 177* 46/(1977,7+0,807* 3,23) = 6,7м/с
Тормозная сила электровоза при механических тормозах:
Вт = 1000gPсц j (36)
Вт = 1000* 9,8* 14* 0,15 = 24696Н
Удельная тормозная сила груженого и порожнего поездов:
Втг = Вт /(Рсц +Qг ) (37)
Втп = Вт /(Рсц +Qп ) (38)
Втг = 24696/(14+113) = 193,8Н/т
Втп = 24696/(14+29,4) = 569Н/т
Тормозное замедление груженого и порожнего поездов;
jтг = (Втг +g(Wг -i)/(1000(1+jn )) (39)
jтп = (Втп +g(Wп -i)/(1000(1+jn )) (40)
jтг = (193,8+9,8(4,6-3))/(1000(1+0,075) = 0,19м/с2
jтп = (569+9,8(6,3-3))/(1000(1+0,075) = 0,6м/с2
Допустимая по торможению скорость груженого и порожнего поездов:
Vтг = jтг (Öt0 2 +(2Lт /jтг )-t0 ) (41)
Vтп = jтп (Öt0 2 +(2Lт /jтп )-t0 ) (42)
где t0 = 3 – предтормозное время,
Lт = 40м – тормозной путь по ЕПБ.
Vтг
= 0,19(Ö32
+(2*
40/0,12)-3) = 2,8 м/с
Vтг
= 0,6(Ö32
+(2*
40/0,38)-3) = 4,5 м/с
Из полученных значений скорости по силе тяги и торможению принимается наименьшее:
V`г = Vтг = 2,8 м/с
V`п = Vтп = 4,5 м/с
Продолжительность рейса при L>1000м.
Средняя ходовая скорость груженого и порожнего поездов:
Vхг = 0,75V`г (43)
Vхп = 0,75V`п (44)
Vхг = 0,75* 2,8 = 2,1 м/с
Vхп = 0,75* 4,5 = 3,4 м/с
Продолжительность движения груженого и порожнего поездов:
Тг = L/60Vхг (45)
Тп = L/60Vхп (46)
Тг = 1821/60* 2,1 = 14,5 мин
Тп = 1821/60* 3,4 = 8,9 мин
Продолжительность движения в течении рейса:
Тдв = Тг +Тп (47)
Тдв = 14,5+8,9 = 23,4 мин
Время погрузки состава:
tп = t`п n (48)
где t`п – время погрузки одного вагона, t`п = 2мин (ВГ-4,5).
t`п = 2* 7 = 14 мин
Время разгрузки состава:
tр = t`р n/Z (49)
где t`р – время разгрузки,
Z – число одновременно разгружаемых вагонов.
Для разгрузки принимается опрокидыватель.
tр = 0,83* 7/2 = 2,9 мин
Полная продолжительность рейса:
Тр = Тдв +tп +tр +q (50)
где q = 13мин – продолжительность маневра за 1 рейс.
Тр = 2,34+14+2,9+13 = 55,3 мин
Проверка двигателей на нагревание при движении груженого и порожнего поездов:
Аэ = (Jp QL)/K (51)
Аэ = (6* 84* 1,821)/1,25 = 734,2 т км/смену
Расчетная сменная производительность электровоза:
А`э = (1,2* 1640* 1,821)/6 = 597,3 т км/смену
Расчетный коэффициент использования электровоза за смену:
Кисп = 32/6* 6 = 0,9
Инвентарное количество вагонов для перевозки руды и породы:
Nв = Кв n(Nэ +Кд ) (52)
Nв = 1,25* 7(6+0,0) = 53
Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателях. На руднике преимущественно применяются круговые (роторные) вагоноопрокидыватели.
Каждый круговой вагоноопрокидыватель состоит из металлической клети механизма вращения, механизма для зацепления вагона и устройства для перекатывания вагона по платформе.
Привод механизма вращения в вагоноопрокидывателях фрикционный.
Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателе осуществляется с помощью пульта управления, находящегося в камере и дистанционного управления с подвижного состава.
Длина участка с дистанционным управлением рассчитана на двойную длину состава (груженого и порожнего).
Разгрузка вагонов осуществляется в строгом соответствии с «Инструкцией для машинистов электровоза по безопасным методам работы на вагоноопрокидывателях с дистанционным управлением» №58/02.
Разгрузка вагонов с обводненной горной массой производится по специальной организации работ, составленной и утвержденной в установленном порядке.
На 13 16 горизонтах установлены вагоноопрокидыватели типа ОК-1-4 для вагонов емкостью 4,5 м3 , на 11 горизонте – ОК-2,2 для вагонов емкостью 2,2 м3 .
На промежуточных горизонтах разгрузка вагонов УВБ-2,5 с боковым откидным бортом осуществляется разгрузочными устройствами с боковым захватом колес и цилиндротолкателем. На разгрузочных устройствах так же применяется и дистанционное управление с подвижного состава.
5. Шахтные подъемные установки
5.1 Процесс подъема руды и породы
Подъем руды и породы, а так же разгрузку ее в бункер «сырой руды» на Риддер-Сокольном руднике обеспечивает участок внутришахтного вертикального транспорта (№10) по стволам шахт «Новая» и «Скиповая». Процесс выдачи руды на поверхность в бункер «сырой руды» включает в себя следующие этапы:
– погрузка руды (породы) в скипы,
– подъем руды (породы) на поверхность,
– загрузка скипов в приемный бункер «сырой руды»
Погрузку руды (породы) в скипы выполняют дозаторщики скиповых подъемов в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране туда для машинистов подъемных установок».
Подъем руды (породы) на поверхность выполняет дежурный машинист подъемной установки шх. «Скиповая» (шх. «Новая») в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране труда для машинистов подъемных установок».
Разгрузку скипов в приемный бункер «сырой руды» выполняет дежурный машинист подъемной установки совместно с дозаторщиком в соответствии с рабочими инструкциями.
Шахтные подъемные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых. Подъемные установки предназначены для транспортирования по шахтному стволу руды и породы, материалов, оборудования, а также для спуска и подъема людей, осмотра и ремонта шахтного ствола.
Основными требованиями, предъявляемыми к подъемным установкам, являются обеспечение требуемой производительности, безопасность и экономичность работы.
В комплекс подъемной установки входят следующие элементы:
– подъемная машина, состоящая из органов навивки подъемных канатов (барабанов), редуктора, приводного электродвигателя, аппаратуры управления и защиты;
– надшахтный копер, на котором установлены копровые шкивы и устройства разгрузки подъемных сосудов;
– подъемные канаты, на которых подвешены подъемные сосуды;
– подъемные сосуды – клети или скипы, в которых транспортируются грузы;
– загрузочные и разгрузочные устройства.
Перед пуском в работу подъемная машина должна быть проверена. Проверке подлежат:
– состояние загрузочных устройств;
– состояние шахтного ствола, его армировки, крепи, проводников;
– состояние скипов;
– состояние разгрузочных устройств;
– состояние основных узлов подъемной машины, цепей управления и сигнализации.
Перечень работ и периодичность проведения проверок регламентируются «Правилами промышленной безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» и графиками проведения планово-предупредительных ремонтов (ППР).
Согласно графика ППР проводятся следующие работы:
– ежесменно – проверка подъемной машины машинистом подъемной установки в объеме, указанном рабочей инструкцией;
– ежесуточно – проверка состояния ствола, надшахтного копра, копровых шкивов, подъемных канатов, скипов, загрузочных и разгрузочных устройств;
– еженедельно – смазка канатов;
– 1 раз в 15 дней – проверка состояния подъемной установки комиссией в составе главного механика рудника и механика участка;
– ежемесячно – проверка подъемной установки комиссией в составе главного инженера рудника, главного механика, главного энергетика и механика участка;
– 2 раза в год – ревизия и наладка подъемной установки специализированной ремонтно-наладочной бригадой
По общей схеме комплекса, руда (порода) из опрокидывателя попадает в капитальный рудоспуск, из которого по двум загрузочным рукавам (для каждого скипа) поступает в мерные ящики, откуда непосредственно загружается в скипы. Загруженный скип поднимается на поверхность подъемной машиной. При подходе скипа к разгрузочным кривым отклоняющий ролик входит в них и происходит опрокидывание кузова скипа (открывание секторного затвора скипа). Руда (порода) по погрузочному рукаву поступает в бункер. По окончании загрузки и отправлении второго скипа первый скип начинает опускаться и отклоняющий ролик, двигаясь по разгрузочным кривым, возвращает кузов скипа (секторный затвор скипа) в исходное положение. Загрузка одного из скипов в шахте и разгрузка другого на поверхности происходят одновременно.
Контроль процесса выдачи руды на поверхность ведется при помощи автоматического устройства. Особенностью работы этого устройства является нечувствительность к подъему пустого скипа. Благодаря наличию «обнуления» счетчиков есть возможность контроля выдачи руды за различные промежутки времени (час, смена, сутки) и сравнение с плановыми показателями.
5.2 Технические характеристики подъемных установок
Подъемная установка шх. «Скиповая» Ц-2х5х2,3 эксплуатируется с 1951 года. Максимальная скорость подъема – 8,2 м/сек. Оснащена двумя скипами V=7,5 м3 , максимальный полезный вес в скипе 13,3 т. Высота подъема – 502 м.
Подъемная установка шх. «Новая» (грузовая) ЦР-4х3,2/06 эксплуатируется с 1979 года, максимальная скорость подъема – 6,4 м/сек. Оснащена двумя скипами V=4,8 м3 , максимальный полезный вес в скипе 8,5 т. Высота подъема – 473 м.
Подъемная установка шх. «Новая» (клетьевая) ЦР-5х3/06 эксплуатируется с 1987 года, максимальная скорость подъема – 7,4 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 22Н13-31, максимальный вес расчетного груза в вагоне ВГ-2,2 – 3,6 т. Высота подъема – 500 м.
Подъемная установка шх. «Андреевская» ПМ-24 эксплуатируется с 1942 года, максимальная скорость подъема – 3,14 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 1600 т. Высота подъема – 180 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.
Подъемная установка шх. «Белкина-2» 2БМ-3000/1520 эксплуатируется с 1962 года, максимальная скорость подъема – 4,46 м/сек. Оснащена скипом V=2,5 м3 с максимальным полезным весом в скипе 3200 кг и клетью ТК-5 с максимальным полезным весом в клети 1300 кг. Высота подъема – 401 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.
Подъемная установка шх. «Быструшинская» ШПМ2х4х1,7 эксплуатируется с 1954 года, максимальная скорость подъема – 6,3 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 2720 кг. Высота подъема – 384 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.
Подъемная установка шх. «Быструшинская-Слепая» 2х3х1,5 эксплуатируется с 1977 года, максимальная скорость подъема – 5,8 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 21НВ-31, максимальный полезный вес в клети 3660 кг. Высота подъема – 150 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.
6. Технология закладочных работ
На руднике применяются следующие виды закладки выработанного пространства:
– твердеющая на основе вяжущего портландцемента,
– гидравлическая,
– породная.
В качестве инертного заполнителя при твердеющей и гидрозакладке
используются текущие хвосты обогатительной фабрики в пульпообразном виде. Портландцемент доставляется с цементных заводов до центрального склада цемента на промплощадке РСМ (6 емкостей по 400т) в вагонах-хопперах и со склада транспортируется до закладочных комплексов (БЗК) рудника автоцементовозами. Расход цемента на 1 м3 закладочной смеси в зависимости от нормативной прочности искусственного массива варьируется в диапазоне 100¸200 кг/м3 .
Существующая технологическая схема закладочного комплекса Риддер-Сокольного рудника выглядит следующим образом. Текущие хвосты отбираются из безнапорного объединенного хвостопровода обогатительной фабрики через патрубки, оборудованные шланговыми затворами и через последние поступают в зумпф грунтовых насосов ГРТ-400-4. Насосы (2 шт) подают хвостовую пульпу на две батареи гидроциклонов ГЦ-500 (по 4 шт на каждый насос). Слив гидроциклонов самотеком возвращается в хвостопровод фабрики. Пески гидроциклонов поступают в специальный зумпф, в который по дополнительному патрубку со шланговым затвором подается исходная хвостовая пульпа из хвостопровода. Объединенная пульпа из зумпфа грунтовым насосом ГРТ-400-4 по трубопроводу диаметром 219 мм перекачивается на расстояние до 1 км на закладочный комплекс рудника. На закладочном комплексе пульпа из трубопровода поступает на батарею гидроциклонов ГЦ-500 (4 шт), где обезвоживается до требуемой плотности. Слив гидроциклонов в зумпф специальным насосом ГРТ-400-4 возвращается по трубопроводу обратки в хвостопровод обогатительной фабрики. Пески гидроциклонов самотеком подаются в турбулентный смеситель, где перемешиваются с цементом. Доставленный автоцементовозом цемент сжатым воздухом перекачивается в два приемных бункера цемента по 100т и затем подается в расходный бункер цемента вместимостью 20 т. Цемент дозируется в процессе приготовления смеси дозатором цемента шлюзового типа (СБ-71) с регулируемым эл.приводом. готовая закладочная смесь после турбулентного смесителя поступает в закладочную скважину и по трубопроводу диаметром 150 мм транспортируется к месту закладки. Производительность БЗК зависит от качества текущих хвостов обогатительной фабрики и находится в диапазоне 50¸60 м3 /час. Плотность пульпы песков гидроциклонов составляет порядка 1800кг/м3 , плотность исходной пульпы из хвостопровода составляет 1130¸1180 кг/м3 . Содержание крупных частиц (кл+74мкм) в исходной пульпе находится на уровне 30%, а в песках гидроциклонов, направляемых в закладку доходит до 70¸80%, т.е. в технологии приготовления текущих хвостов для закладки происходит не только их сгущение от содержания твердого от 13% до 70% по массе, но и выделение крупного класса материала для использования его в закладке.
В связи с тем, что в закладку преимущественно используется крупная составляющая хвостов обогащения и с учетом того, что для намыва дамбы хвостохранилища обогатительной фабрики также требуется крупный материал в значительных объемах, в летнее время в период намыва дамбы хвостохранилища отбор хвостов на закладку приходится прекращать и останавливать БЗК на период до 4 месяцев.
Для обеспечения возможности работы БЗК в период намыва дамбы хвостохранилища был разработан проект , который предусматривает подачу гипсовой пульпы установки нейтрализации серной кислоты в схему отбора и подготовки текущих хвостов на закладочный комплекс рудника, а также возврат гипсовой пульпы со сливом гидроциклонов на установку нейтрализации серной кислоты и далее на шламонакопитель в Крюковский карьер.
Для выполнения технологических данных закладочный комплекс рудника оборудован приборами автоматического учета расхода компонентов закладочной смеси – дозаторами цемента, плотномерами, расходомерами.
7. Система водоотлива
Общий водоприток в горные выработки месторождения составляет 2500¸2800 м3 /час.
Водоотливной комплекс включает в себя 5 насосных станций, расположенных на 18, 16, 13, 11 и штольневом горизонтах у ствола шх. «Новая».
В настоящее
29-04-2015, 00:30