Проект горных и маркшейдерских работ применительно к условиям разработки Старобинского месторождения калийных солей ОАО Беларуськалий

3.Б Е З О П А С Н О С Т Ь И Э К О Л О Г И Ч Н О С Т Ь.doc

3. Б Е З О П А С Н О С Т Ь И Э К О Л О Г И Ч Н О С Т Ь
П Р О Е КТ Н Ы Х Р Е Ш Е Н И Й.
1 Анализ опасных и вредных факторов.
Под опасными и вредными производственными факторами понимают факторы действие которого на работающего приводит к травме или заболеванию.
Таблица 3.1 Опасные и вредные производственные факторы
Наименование вредных и опасных факторов
Последствия от воздействия
Предельно допусти-мая
Нормативный документ
Движущие машины и механизмы
Забойные машины и механизмы
Движущие части горного оборудования
Обрушение горных пород
Подготовительные и очистные работы
Повышенная запыленность или загазованность
Подготовительные и очистные работы БВР самоходные машины транспортировка горной массы
Отравления профзаболевания
Моноксид углерода СО
Транспортировка горной массы подготовительные и очистные работы
Повышенный уровень шума
Повышенный уровень вибрации
Повышенное значение напряжения в электросети
Эл.оборудование кабели
Недостаточная освещённость
Травматизм профзаболевания
2. Организация работ по технике безопасности промсанитарии и охране труда.
Безопасность подъемно-транспортных мероприятий.
Спуск и подъем людей и грузов производятся в клетях подъем полезного ископаемого – в скипах. Конструкция клети и скипа исключает возможность выпадения из них.
Конструкция двухэтажных клетей ГУКН-4Г-1 исключает травмирование случайно падающими предметами людей.
Для торможения и остановки клети снабжены шахтными парашютами ПТКА-25 с независимыми подвесными канатами и амортизаторами ТА-3М. Замедление при торможении порожних клетей не должно превышать 50 мсек при торможении с людьми – 6 мсек. Замедление при торможении порожних клетей и клетей с людьми достигается за счет протяжки амортизационных канатов через амортизаторы. На руднике предусматривается клетьевой подъем с противовесом с тюбинговой крепью ствола металлической армировкой ствола.
Предупреждение падения людей и предметов в горные выработки.
Устья действующих стволов рудников должны быть постоянно ограждены с нерабочих сторон стенками или металлической сеткой (решеткой) высотой не менее 25 м а с рабочих сторон иметь двери или решетки.
В околоствольных дворах всех горизонтов у стволов должны быть решетки или двери.
Двери или решетки у стволов рудников должны быть закрыты при движении подъемного сосуда или на время его остановки на промежуточных горизонтах.
На рельсовых путях клетевых околоствольных дворов и на приемных площадках на поверхности перед каждым клетьевым отделением должны устанавливаться нормально закрытые задерживающие стопоры.
Зумпфы стволов должны иметь приспособления (посадочные брусья кулаки) для предотвращения случайного опускания в них клетей. При пересечении ствола рудника с горизонтальной выработкой для перехода людей с одной стороны ствола на другую должна быть сделана обходная выработка.
Стволы рудников служащие для спуска и подъема людей и грузов должны содержаться в чистоте а зимой систематически очищаться от льда.
Мероприятия по предупреждению несчастных случаев от обрушения.
Обеспечивать выполнение “Инструкции по безопасному ведению горных работ на пластах опасных по газодинамическим явлениям”. Бурение дренажных шпуров глубиной не менее 6 м на сопряжении монтажных штреков лав и вспомогательных выработок с конвейерными транспортными и вентиляционными штреками. Предусматривать максимальное сокращение сроков службы монтажных штреков. Не допускать ведения горных работ при наличии на рабочих местах в кровле и стенках выработок заколов отслоений и незакреплённых “утюгов”. Образовавшиеся на сопряжениях камер выработок “утюги” опускать с помощью БВР до ширины не менее 05 м у основания. При проведении ремонтных работ панельных выработок и выработок главных направлений высотой более 3 м руководствоваться требованиями “Типового паспорта” инструкции Р-6 и “Инструкции по применению на cолигорских рудниках специальных видов крепей. Обеспечить надзор за ведением горных работ в лавах после окончания монтажа при выемке первых полос руды до полного ввода в работу гидромеханизированной крепи. При проходе лавами технологических выработок и сопряжений пройденных под лавами и по столбу лавы в составе комиссии обследовать их для разработки дополнительных мероприятий. Вносить при необходимости изменения в паспорта крепления и управления кровлей.
Мероприятия по общему улучшению условий труда и предупреждению производственного травматизма.
При внедрении испытании новой техники и технологии приказами распоряжениями назначать лиц ответственных за проведение этих работ. Рабочие и ИТР должны быть предварительно обучены и проинструктированы по безопасной эксплуатации внедряемого оборудования и технологии. Обеспечить своевременное ознакомление рабочих и ИТР с планом ликвидации аварий обучение пользованию самоспасателями проверку знаний правил пользования самоспасателями технической и проектной документацией до начала производства работ.
Монтаж оборудования гидромеханизированного комплекса в монтажных штреках лав и демонтаж его после окончания выемки должен производиться по разработанному для каждого отдельного случая спец. проекту организации работ утверждённому в установленном порядке где предусмотреть:
- мероприятия по поддержанию в безопасном состоянии подводящих выработок;
- систему связи и сигнализации;
- меры по безопасному извлечению неисправных комплектов крепи;
- места нахождения рабочих при монтаже и демонтаже оборудования;
- систему надзора и контроля.
До начала монтажа и демонтажа оборудования гидромеханизированного комплекса обеспечить ознакомление с проектом рабочих и ИТР занятых на монтажных и демонтажных работах.
Оборудовать вновь вводимые комплексы аппаратурой автоматического контроля “Метан” ТМРК-3 и обеспечить их работоспособность.
Обеспечить трудящихся рудника ведущих горные работы приборами для замера концентрации метана в рудничной атмосфере.
Обеспечить надёжную работу системы аварийного оповещения СУБР-1СВ.
Продолжить реконструкцию (выравнивание) почвы главных транспортных выработок гор. –264 м и -430 м посредством подрубки почвы почвоподдирочными машинами ПМШ или Урал-60.
Мероприятия по предупреждению заболеваемости.
Обеспечить всех трудящихся рудника индивидуальными средствами защиты установленного образца (касками спецодеждой обувью рукавицами предохранительными поясами и др. средствами) соответствующими их профессии и установленным нормам. Обеспечить прохождение медкомиссии трудящимися рудника не реже одного раза в 2 года с обязательной рентгенографией.
Обеспечить поливку главных транспортных и панельных выработок согласно утверждённого графика.
Для снижения запылённости на местах перегрузки руды с конвейера на конвейер выполнять герметизацию узлов перегрузов согласно чертежа ПКО ПО“Беларуськалий”. Своевременно по мере износа производить замену шор на отгораживающих щитах комплексов
Мероприятия по улучшению пожарной безопасности.
Шахта относится к I категории пожароопасности. Снижение пожароопасности ведения работ обеспечивается противопожарными нормами СНиП 2.01.2.85 что включает в себя:
-устройство на поверхности противопожарного резервуара ёмкостью не менее 200 л3;
-устройство противопожарных щитов с инструментами огнетушителями и емкостями с песком;
-для забора воды служат гидранты расположенные не более 100 м друг от друга;
-установка в здании АБК противопожарных кранов и огнетушителей;
-устройство автоматической пожарной сигнализации объектов шахты;
-устройство противопожарных дверей во всех камерах для электрических машин и подстанций;
-наличие на каждом горизонте пожарной машины.
Также необходимо обеспечить работоспособность установок порошкового пожаротушения “Буран” на приводных станциях конвейеров главного направления водяного пожаротушения в складах ВМ ГСМ гараже ПЭММ приводных станциях конвейеров 1ЛУ-120.
Обеспечить порошковыми или углекислотными огнетушителями машины с ДВС находящиеся в эксплуатации. Передвижные склады ГСМ на горных участках электросборки участковая распределительныя подстанция (УРП) приводы ленточных конвейеров на панелях и блоках обеспечить исправными пенными огнетушителями согласно ЕПБ.
Обеспечить хранение ГСМ в подземных горных выработках на участках складе ГСМ согласно “Инструкции по безопасному применению самоходного (нерельсового) оборудования в подземных рудниках”.
3. Мероприятия по производственной санитарии.
Каждый проект разработки соляных месторождений реконструкции действующих рудников или горизонтов должен содержать специальный раздел предусматривающий комплекс мероприятий по борьбе с пылью как профессиональной вредностью.
Для борьбы с пылью на руднике используются:
Оборудование выемочных машин и проходческих комбайнов устройствами пылеподавления поливка выработок герметизация перегружателя конвейера.
Эффективное проветривание.
Применение индивидуальных средств защиты органов дыхания от проникновения пыли (противопылевые респираторы которые должны обеспечивать очистку воздуха от пыли до допустимых санитарных норм типа “Лепесток” и "Кама").
Предусматриваются следующие мероприятия по снижению вредного воздействия шума:
Применение индивидуальных средств защиты от шума (антифоны) специальные шлемы наушники тампоны из волокнистых материалов и эластичные вкладыши типа "Беруши".
Сокращение продолжительности пребывания в зоне повышенного шума.
Профилактический ремонт горной техники.
Для защиты от вибрации предусматриваем установку амортизаторов сидения полуавтоматическое управление проходческим комбайном.
Виброзащитную обувь коврики и рукавицы. Для предупреждения воспаления околосуставных сумок коленных и локтевых суставов приводящего к заболеванию бурситом служат наколенники и налокотники.
С целью исключения переохлаждения организма человека особенно в зимний период горнорабочим выдается фуфайка. На руднике в зависимости от вида и условий труда применяют ряд индивидуальных средств: различного назначения спецодежду каски обувь предохранительные пояса противопылевые и защитные очки рукавицы диэлектрические перчатки боты галоши.
Санитарно-технические мероприятия
Эксплуатация подземных месторождений обусловлена наличием многих неблагоприятных факторов (ГОСТ 12.1005-76) которые необходимо регулировать в процессе работы и устанавливать их параметры в соответствии с существующими мероприятиями:
Температура подаваемого в стволах воздуха не ниже +2оС устанавливаю калориферы.
Скорости воздушной струи в выработках не превышают допустимых норм согласно;
Интенсивное пылеулавливание у источников пылеобразования путем отсоса запыленного воздуха из забоя вентиляторами местного проветривания;
Спускающимся в шахту выдаются индивидуальные светильники изолирующие самоспасатели и фляги для питьевой воды;
На руднике предусмотрен АБК с санитарно-бытовыми помещениями:
- Раздевалки и душевые имеют пропускную способность чтобы смена с максим. числом рабочих затрачивала на мытье и переодевание не более 45м;
- Душевые обеспечиваются горячей и холодной водой из расчета 125м3 теплой (37оС) воды на каждого моющегося;
- Санитарно-бытовые помещения обеспечиваются вентиляцией в соответствии с нормами;
Рабочие и ИТР должны проходить периодически медосмотр. Для оказания неотложной медицинской помощи проектом предусматривается наличие камеры медпункта а на очистных участках – аптечек. Подземные рабочие снабжаются перевязочными материалами. Для доставки пострадавших при несчастных случаях с горных участков в подземном гараже находится дежурная автомашина (Инструкция NР-1 п.4).
4. Противопожарная защита.
Все ИТР участка должны быть ознакомлены с настоящим проектом под роспись до начала ведения подготовительных работ.
Все работы должны вестись в строгом соответствии с “Правила безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений ” Инструкцией №Р-1.
Эксплуатацию оборудования проходческих комплексов конвейерного транспорта производить согласно Инструкции №Р-2 Инструкции №Р-7 Инструкциям по эксплуатации оборудования.
Крепление горных выработок производить согласно паспортам крепления.
Минимальная скорость свежей струи воздуха в подготовительных выработках должна быть не менее 015мсек.
Замер газов и наличие горючих газов в рудничной атмосфере производить приборами ШИ-10 ШИ-11 “Сигнал-2” “Сигнал-5”.
При обнаружении в атмосфере выработки метана в концентрации превышающей предельно допустимую (05 % по объему) работы по добыче руды должны быть прекращены снято напряжение с забойного оборудования (кроме ВМП) люди выведены из забоев на свежую струю поставлено в известность лицо технического надзора и приняты меры по разжижению метана.
Для снижения запыленности воздуха на рабочих местах необходимо постоянно следить за исправностью систем пылеотсоса герметизацией узлов перегрузки и регулярным поливом почвы транспортных выработок.
Действующие (находящиеся в проходке или используемые в технологическом процессе) тупиковые выработки длиной более 10м при производстве в них работ и нахождении людей должны проветриваться ВМП установленными согласно проекту.
Непроветриваемые выработки должны быть закрыты решетчатыми перегородками или ограждены запрещающими знаками.
Все работающие в атмосфере с повышенной запыленностью и повышенным уровнем шума должны обеспечиваться индивидуальными средствами защиты от пыли (респираторами типа "Лепесток" или др.) и шума (типа "Беруши" или др.).
Противопожарную защиту технологического оборудования (камеры УРП подстанции сборки магнитных пускателей приводы и натяжные станции ленточных конвейеров) производить согласно “Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений ”.
Места хранения смазочно-обтирочных материалов (СОМ) оборудуются согласно "Типовому проекту мест хранения СОМ".
Разделку людских ниш высотой не менее 18м шириной 12м и глубиной не менее 07м производить по транспортному штреку через 50м. на прямолинейных участках и через 25м на криволинейных участках.
5. План ликвидации аварий.
В соответствии с инструкцией по составлению ПЛА план ликвидации аварий должен составляться для каждого эксплуатируемого реконструируемого или строящегося рудника.
План ликвидации аварий разрабатывается на каждые 6 месяцев (первое и второе полугодие) главным инженером рудника согласовывается с командиром БГСЧ обслуживающей данный рудник и утверждается главным инженером рудоуправления (треста комбината) за 15 дней до ввода его в действие.
План ликвидации аварий предусматривает следующие мероприятия:
Мероприятия по спасению людей застигнутых авариями в руднике.
Мероприятия по ликвидации аварий в начальной стадии их возникновения.
Действия инженерно-технических работников и рабочих при возникновении аварий.
Действия ВГЧС в начальной стадии возникновения аварий.
План ликвидации аварий должен содержать:
распределение обязанностей между отдельными лицами участвующими в ликвидации аварий и порядок их действия;
список должностных лиц и учреждений которые должны быть немедленно извещены об аварии;
Копия этого списка или соответствующие выписки из него должны находиться на телефонных станциях рудника рудоуправления или производственного объединения в зависимости от того какая телефонная станция и каких конкретно лиц вызывает.
К оперативной части плана ликвидации аварий должны быть приложены следующие документы:
вентиляционный план (схема вентиляции) составленный в соответствии с требованиями «Инструкции по составлению вентиляционных планов»;
план поверхности рудника с указанием расположения шурфов штолен и других выходов на поверхность и подземных путей к ним скважин провалов трещин на водостоках водоемов резервуаров насосов водопроводов вентилей и пожарных гаек складов аварийных материалов и оборудования на поверхности;
схема электроснабжения рудника составленная в соответствии с требованиями «Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений РБ».
План ликвидации аварий со всеми приложениями должен находиться у главного инженера рудника диспетчера или дежурного по руднику и у командира ВГСЧ; у начальников участков должны находиться выписки из этого плана относящихся к их участкам с указанием путей вывода людей из рудника.
При согласовании и утверждении плана ликвидации аварий должны быть представлены:
акт проверки исправности действия реверсивных устройств с пропуском опрокинутой воздушной струи по горным выработкам;
акт проверки исправности противопожарных средств и оборудования;
акт о состоянии запасных выходов из очистных забоев участков и рудника и о пригодности их для выхода людей и прохода горноспасателей в респираторах;
акт расчетного и фактического времени выхода людей в самоспасателях на свежую струю из наиболее отдаленных горных выработок рудника.
Сигналы оповещения об аварии и выводе людей:
-подача прерывистого повторяющегося не менее 5 раз звукового сигнала по аппаратуре автоматического управления конвейерами подаются оператором с пульта управления конвейерным транспортом. Этим сигналом оповещаются люди находящиеся в конвейерных и транспортных выработках;
-полное отключение электроэнергии на аварийный горизонт или на шахту в целом с пульта управления в диспетчерской рудника;
-по громкоговорящей аварийной связи ИГАС-3 сигналы подаются диспетчером. Оповещаются люди находящиеся в надшахтных зданиях спряжениях стволов конвейерных штреках лав и в лавах гараже складе В.М. на очистных блоках;
-по телефонной связи: разговор ведет оператор пульта управления конвейерами и диспетчер рудника при поступлении телефонных звонков.
Основными выходами из шахты к стволу и на поверхность являются: транспортные и конвейерные штреки лав и блоков; панельные транспортные штреки главные транспортные штреки.
Запасными выходами на поверхность являются: вентиляционные штреки лав и блоков; панельные вентиляционные штреки; главные вентиляционные штреки.
6. Охрана окружающей среды охрана недр и рациональное использование природных ресурсов.
Для калийной промышленности и в частности для комбината «Беларуськалий» область охраны окружающей среды имеет особенно важное значение в связи с возрастающими масштабами добычи и переработки калийного сырья и складирования отходов обогащения на поверхности земли в результате чего создаются очаги загрязнения атмосферы почв и водных ресурсов.
Основными направлениями в решении проблемы сокращения количества отходов калийных предприятий и снижения их вредного влияния на окружающую среду являются:
а)максимально возможная по горно-геологическим условиям селективная разработка месторождений;
б)размещение отходов обогатительных фабрик в выработанное пространство;
в)сокращение площадей складирования галитовых отходов на земной поверхности путем увеличения высоты солеотвалов;
г)прекращение инфильтрации рассолов в подземных горизонтах через ложа шламохранилищ и основания солеотвалов;
д)прекращение сброса избыточных рассолов в глубокие водоносные горизонты содержащие минерализованные воды;
е)повышение надежности и эффективности систем очистки дымовых газов сушительных установок и воздуха удаляемого в атмосферу астериционными системами.
Для уменьшения площадей складирования галитовых отходов на поверхности ведутся работы:
а)по внедрению слоевой выемки пластов длинными очистными забоями с применением гидромеханизированных комплексов во всевозрастающих масштабах;
б)по внедрению закладки выработанного пространства отходами обогатительных фабрик.
Для исключения или ограничения засоления подземных и поверхностных вод рассолами образующимися как в процессе производства калийных удобрений так и при складировании отходов на поверхности ВНИИГ проводит исследования связанные с подземным сбросом промышленных стоков в реки и водоемы чем предотвратить загрязнение подземных вод используемых для водоснабжения.
В районе Второго рудоуправления окончены работы по строительству опытных поглощающих скважин. В настоящее время рассматривается вопрос о возможности закачки избыточных рассолов из шламохранилищ в скважину.
На всех рудоуправлениях комбината «Беларуськалий» внедрено высотное складирование солеотходов что позволяет сохранить более 110га пахотных земель.
Первые положительные результаты дали многолетние поиски специальных охранных мер по созданию рассолопроницаемых экранов под солеотвалы и шламохранилища. На эксплуатируемых ныне шламохранилищах Первого рудоуправления сооружены экраны из глинисто-солевой смеси на основе полиэтиленовой пленки.
В настоящее время проходит промышленное испытание в стадии мокрой ступени газоочистки комплексный очиститель пыли (КОП-70) разработанный проектно-конструкторским отделом и техническими службами объединения. Испытания комплексного очистителя пыли позволили довести выбросы пыли в атмосферу до санитарных норм.
С целью рационального использования водных ресурсов и сокращения объемов сточных вод в объединении внедрены водооборотные циклы орошения пенных аппаратов: повторно используются и утилизируются продувочные воды в ТЭС и котельных.
Исследования показывают что отходы калийного производства могут быть эффективно использованы в дорожном и коммунальном хозяйствах для подсыпки дорог во время гололеда; в энергоцехах и котельных для смягчения воды; в горнорудной промышленности для покрытия товарной руды против смерзания.
Рациональное использование природных ресурсов в условиях развитого общества является объективной необходимостью так как все общество заинтересовано в наиболее экономичном и эффективном природопользовании. В промышленности по производству минеральных удобрений для этого имеются все необходимые предпосылки как технического так и экономического характера.
Мероприятия по охране окружающей среды
Непрерывно растущий объем добываемой и перерабатываемой калийной руды вызывает увеличение количества жидких и твердых отходов складируемых в основном на поверхности что вызывает засоление окружающей среды почв поверхностных и подземных вод.
Для борьбы с фильтрацией рассолов из шламохранилищ и солеотвалов используются конструкции рассолонепроницаемых экранов с использованием полиэтиленовой пленки. Уменьшение засоления почв и подземных вод достигается увеличением высоты стволообразований.
Для предотвращения воздействия атмосферных осадков на солевые стволы производится консервация поверхности солеотвалов водозащитными покрытиями. Защитный слой представляет собой композицию из органических и неорганических веществ.
Единственная на сегодняшний день возможность сброса рассолов - это подземный сброс так как утилизация этих рассолов технически невозможна а метод их уваривания дорог.
Для очистки пылегазовых выбросов сильвинитовых обогатительных фабрик принята трехступенчатая система очистки. Две сухие и одна мокрая. С этой целью применяются скрубберы вентури. Эффективность очистки дымовых газов и хлористого водорода составляет 95-97% что соответствует санитарным нормам.
Работы в области охраны окружающей среды необходимо производить по 3 основным направлениям:
охрана воздушной среды;
охрана недр и земной поверхности.
Мероприятия по охране воздушной среды.
Основными источниками загрязнения являются:
дымовые газы образуемые при сжигании мазута;
пары солей и реагентов при флотации и сушке на обогатительной фабрике;
массовая доля пыли выбрасываемая в атмосферу не должна превышать;
0 мгм3 при которых содержание пыли в санитарно-защитной зоне соответствует действующим санитарным нормам по пыли – 01 мгм3;
максимальная концентрация хлористого калия выбрасываемого вместе с газо-воздушной смесью не должна превышать 003 мгм3. Оседая на почвах дымообразующие отходы способствуют засолению плодородных пахотных земель.
Анализ атмосферного воздуха показал что радиус выпадения солевой пыли от источника выброса составляет в среднем 15 км. Метеорологические условия оказывают непосредственное влияние на динамику засоления площадей и степень засоления почв что приводит к снижению урожайности сельхозкультур на 30-50% а иногда к полной гибели окрестных лесов. Для снижения вредного воздействия выбросов в окружающую среду используют следующие мероприятия:
производится герметизация копров;
внедрение комбинированных очистных сооружений КОП в которых происходит растворение хлористого калия и нейтрализация хлористого водорода оборотной водой;
своевременный ремонт и замена скрубберов воздуховодов и других элементов вентиляционной системы;
регулярный отбор проб воздуха на запыленность и загазованность в санитарно-защитной зоне;
применение селективной выемки руды с закладкой пустой породы в отработанное пространство что позволяет избегать выдачи отходов на поверхность а значит избежать загрязнение атмосферы.
Охрана водоемов и рек.
Жидкие отходы производства вызывают засоление окружающей среды: почв поверхностных и грунтовых вод. Ореол засоления на шламохранилищах и солеотвалах распространяется на 800-900 метров и более. Наблюдается непрерывное расширение ореола засоленных вод со скоростью 10-70 мгод. В результате растворения атмосферными осадками наличию конденсатной и избыточной влаги на 1 гектаре солеотвалов образуется до 25 м3 рассола в сутки. Для защиты от этих факторов предусмотрены мероприятия:
настилка защитных экранов из двух слоев полиэтиленовой пленки под потенциальными источниками загрязнения;
регулярное обследование защитных дамб водо-и шламохранилищ;
применение кругового цикла использования воды (многократное использование вновь очищенной воды);
своевременный ремонт и замена трубопроводов.
Охрана недр и земной поверхности.
Применение гидромеханизированных комплексов внедрение систем разработки калийных руд длинными столбами с обрушением кровли негативно влияет на окружающую среду промышленного района. Через 2-5 лет после отработки пласта начинается оседание земной поверхности с близким стоянием грунтовых вод что вызывает заболачивание значительной территории сельскохозяйственных угодий а также оказывает вредное влияние на сооружения постройки линии коммуникаций и дороги.
Производство калийных удобрений является серьезным источником засоления окружающих земель легкорастворимыми минеральными солями в основном хлоридами. Количество легкорастворимых солей в пахотном слое не засоленных почв Солигорского района находится в пределах 0027-0098%.
Калийные руды Старобинского месторождения имеют относительно низкое содержание полезного компонента и как следствие получается большой объем отходов при переработке и получении конечного продукта – калийных удобрений. Из каждой тонны руды выданной на поверхность образуется после ее переработки 07-075т отходов представленных в основном каменной солью и глинистыми шламами. Эти отходы размещаются на поверхности в виде солеотвалов и шламохранилищ и занимают большие земельные площади что неблагоприятно сказывается на микроклимате района. Поэтому вопрос уменьшения количества отходов путем повышения качества добываемой руды является важнейшей народно-хозяйственной проблемой связанной с охраной окружающей среды. Под защитой земной поверхности от вредных последствий производства подразумеваются следующие мероприятия:
совершенствование технологии добычи полезного ископаемого (метод с закладкой пустой породы в отработанное пространство и сокращение объемов отвалов);
сокращение непродуктивного метода добычи полезного ископаемого ведущего к расширению объемов разработки шахтного поля с большими потерями руды;
ведение серии мелиоративных работ по осушке заболоченных участков пахотных земель (вследствие оседания земной поверхности);
внесение в почву минеральных добавок препятствующих засолению.

Лист 4 Таблица эконом.dwg

Рентабильность производства
Производительность труда
Технико-экономические показатели проекта
Фонд заработной платы
Среднемесячная заработная плата
Рентабельность продукции
Себестоимость добычи 1 т. руды
Годовой обьем Г.П.Р.
Годовой объем добычи руды

4.ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 5 РУ.DOC

4. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
Проведение экономических расчетов производим на основании основных технологических показателей проекта:
Годовой объем добычи Агод = 68 млн. т;
Cрок службы предприятия TП = 60лет;
Годовой объем горно-подготовительных работ Агпр = 865 тыс.т;
Годовой расход электроэнергии Wгод = 130 749 286 кВт*ч;
1. Режим работы предприятия работающих и оборудования
Режим работы рудника и участков рассчитан выше и составляет 300 дней. На горных участках рудника в течение суток работают 3 технологические и одна ремонтно-подготовительная смены которая частично накладывается на предыдущую и последующую технологические смены.
Исходя из нормы рабочего времени 40 часов в неделю для поверхностных рабочих и 35 часов в неделю для подземных рабочих – продолжительность смены составит соответственно 8 часов и 7 часов.
Суточный режим работы планируется в три смены для поверхностных объектов и в четыре смены для подземных объектов. Режим работы забойных рабочих планируется в четыре смены. Из общей продолжительности смены 7 часов 6 часов рабочие непосредственно работают на месте 1 час затрачивается на проезд от нулевой площадки ствола до участка и обратно.
Годовой режим работы рудника горных участков и ряда других подразделений обслуживающих основное производство является непрерывным с режимным числом дней работы – 342.
Режим работы основных (забойных) рабочих и дежурного персонала всех подразделений совпадает с режимом работы рудника.
Годовой фонд рабочего по времени работников рассчитывается по формуле:
Ткал – календарное число дней в году Ткал = 365 дней;
Тпр – число праздничных дней; Тпр = 9 дней;
Твых – количество выходных дней принимаем Твых = 104 дня;
Тотп – количество дней отпуска;
6 – коэффициент учитывающий болезни выполнение гособязанностей и другие неявки разрешенные законом.
Для забойного рабочего (Тотп = 66 дней) годовой фонд рабочего времени составит:
Для вспомогательного рабочего рудника (Тотп = 54дня) годовой фонд рабочего времени составит:
Для поверхностного рабочего (Тотп = 32 дня) годовой фонд рабочего времени составит:
Коэффициент списочного состава определяется отношением числа рабочих дней объекта (цеха) или его подразделения к числу рабочих дней отрабатываемых данной категорией рабочих в течение года:
Так как рудник и горные участки работают по непрерывному графику но в праздничные дни не ведутся работы по добыче руды ксп для забойного рабочего горного участка составит:
Аналогично коэффициент списочного состава определяется для каждой группы работающих.
Для вспомогательного рабочего рудника ксп = 16
Для поверхностного рабочего ксп = 15
Явочная численность забойных рабочих на сутки определяется исходя из нормативов численности для конкретного комплекса таблица 4.1.
Таблица 4.1 Явочная численность забойных рабочих
Количество комплексов
Количество людей в смену на комплекс МГВМГРОЗ
Количество людей в сутки на рудник МГВМГРОЗ
Явочная численность вспомогательных работников горных участков определяется исходя из норм обслуживания. Для монтажа демонтажа и ремонта оборудования очистных и подготовительных комплексов общее число вспомогательных рабочих определяется путем умножения общего числа работников забойной группы на коэффициент обслуживания (для лав - 013 для ПК и Урала – 011) и на коэффициент зависящей от наличия на горных участках скребковых конвейеров 12.
Принимаю на горные участки 9 электрогазосварщиков 6 трактористов 6 крепильщиков 10 электрослесарей.
Для обслуживания ленточных конвейеров на участок ПВРКТ количество рабочих принимаю исходя из норм обслуживания на конвейера 1ЛУ-120 (1 чел. на 800м конвейера) и КЛ-600 (1 чел. на 600м конвейера):
На остальные участки количество рабочих принимаю исходя из объема работ и практики работы рудника 2РУ.
Коэффициент списочного состава применяется для определения списочной численности работников путем умножения на этот коэффициент явочной численности таблица 4.2.
Таблица 4.2. Списочная численности работников
Явочная численность работников в сутки
Коэффициент списочного
Списочная численность работников в сутки
Вспомогательные участки
Поверхностные участки
2. Расчет фонда заработной платы
Заработная плата включает в себя все выплаты производимые по сдельным расценкам тарифным ставкам или окладам все виды доплат и надбавок. Оплата труда производится в соответствии с двумя системами: сдельно-премиальной и повременно-премиальной. Оплата труда руководителей специалистов и служащих производится в соответствии с принятой схемой должностных окладов.
Расчет заработной платы для рабочих
Произведем расчет по подземному горному участку сведем его в таблицу 4.3. аналогично проводится расчет для всех работающих рудника.
Для определения затрат по статье «Заработная плата» необходимо определить численность рабочих и служащих по эксплуатации и ремонту оборудования. Для расчета списочной численности рабочих составляется баланс рабочего времени одного рабочего.
Наименование показателей
календарный фонд времени (дни)
количество нерабочих дней – всего в том числе:
номинальный фонд рабочего времени
неявки на работу – всего в том числе:
4неявки разрешенные законом (гособязанности)
5неявки разрешенные администрацией
эффективный фонд рабочего времени (дни)
средняя продолжительность рабочего дня (часы)
эффективный фонд рабочего времени одного рабочего (часы)
Номинальный фонд рабочего времени равен разности между календарным фондом рабочего времени выходными и праздничными днями:
Фном = Фк – Вых – Пр
Эффективный фонд рабочего времени в днях равен номинальному фонду рабочего времени за вычетом общей суммы неявок на работу:
Фэф = Фном – Ннеявки (дни)
Эффективный фонд рабочего времени одного рабочего (в часах) определяется произведением эффективного фонда рабочего времени (в днях) на фактическое число рабочих часов в день:
Приведем пример расчета:
Фном = Фк – Вых – Пр = 365 – 101 – 9 = 255 дней.
Фэф = Фном – Ннеявки = 255 – 82 =173дня
Фэф=Фэф· ТФ = 173 * 763 = 1320 часа
Фонд заработной платы рабочих включает основную заработную плату которая выплачивается работникам за отработанное время и дополнительную заработную плату выплаты которой производятся в соответствии с действующим законодательством:
ЗПобщ = ЗПосн + ЗПдоп руб.
где: ЗПосн – основная заработная плата руб.;
ЗПдоп – дополнительная заработная плата руб.
Фонд основной заработной платы рассчитывается по формуле:
ЗПосн = ЗПт + Дн + Дв + Пр + Дпр руб.
где: ЗПт – тарифный фонд заработной платы руб.;
Дн – доплата за работу в ночное время руб.;
Дв – доплата за работу в вечернее время руб.;
П – размер премии руб.;
Дпр – доплата за работу в праздничные дни руб.
Тарифный фонд заработной платы определяется по формуле:
ЗПт = Тст · Фэф (час) · ч руб.
где: Тст – часовая тарифная ставка руб.;
Фэф (час) – эффективный фонд рабочего времени часы
Ч– численность рабочих одной профессии человек.
Доплата за работу в ночное время производится в размере 50% от тарифа для забойных групп для остальных работников участка в размере 40%. Ночным считается время с 22.00 вечера до 6.00 утра. Доплата за работу в ночное время определяется по формуле:
Доплата за работу в вечернее время производится в размере 30% от тарифа для забойных групп а для остальных работников участка в размере 20%. Вечерним считается время с 18.00 до 22.00 вечера.
Доплата за работу в праздничные дни определяется по формуле:
где: Кпр – количество праздничных дней из баланса рабочего времени.
Размер премии определяется рабочим положением о премировании и начисляется исходя из тарифного фонда с учетом всех видов доплат кроме доплаты за работу в праздничные дни:
где: %П - процент премии (определяется из положения о премировании).
Фонд дополнительной заработной платы состоит из оплаты отпусков и оплаты дней выполнения государственных обязанностей:
ЗПдоп = Оо + Ог.о. руб.
где: Оо – размер оплаты за очередные и дополнительные отпуска руб.;
Ог.о. – размер оплаты государственных обязанностей руб.
Размер оплаты за очередные и дополнительные отпуска определяется по формуле:
где: Ко – количество дней отпуска из баланса рабочего времени.
Размер оплаты за выполнение государственных обязанностей определяется:
где: Кг.о. – количество дней государственных обязанностей из
баланса рабочего времени.
Приведём пример расчёта заработной платы для основного рабочего (МГВМ):
ЗПт = 102 ·1320 · 7 = 942480 руб.
Дн = 942480· 05 4 = 117810 руб.
Дв = 942480· 03 4 = 70686 руб.
Дпр= (942480 173) · 9 · = 36773 руб.
П = (942480 + 117810 + 70686) × 02 = 226195 руб.
ЗПосн= 942480+117810+70686+226195+36773=1393944 руб.
ЗПдоп = Оо + Ог.о.= 354111 + 16344 = 370455 руб.
Оо= 942480 173*65=354111 руб.
Ог.о.= 942480 173*3=16344 руб.
ЗПобщ = 1393944 + 370455 = 1764399 руб.
Данные расчётов представлены в таблице 4.4 аналогично производится расчет для всех рабочих.
Таблица 4.4. Расчет заработной платы горного участка.
Наименование профессии
Фонд основной заработной платы
Годовой фонд заработной платы по рабочих 4405 513
Расчет заработной платы для руководителей и специалистов
Расчет фонда заработной платы для ИТР производим исходя из среднемесячного оклада.
Общий фонд заработной платы:
О – среднемесячный оклад.
Премия для ИТР составит:
Годовой фонд заработной платы:
Таблица 4.5 Численность руководителей и специалистов
Списочная численность
Руководители и специалисты
Главный инженер рудника
Зам. гл. инженера рудника
Очистные горные участки №1 2 3 4
Начальник шахтного подъема
Механик по подъемным установкам
Энергетик по подъемным установкам
Участок подземного внутрирудничного самоходного транспорта
Мастер технологического комплекса поверхности шахты
Участок подземного внутрирудничного конвейерного транспорта
Участок подземной электромеханической мастерской
Начальник мастерской
Заместитель начальника
Подземный горно-монтажный участок
Подземный участок ремонтно-восстановительных и буровзрывных работ
Подземный участок вентиляции
Служба техники безопасности
Зам. гл. инженера рудника по ОТиТБ
Инженер горный по ОТиТБ
Участок автоматизации производственных процессов (подземный)
Геологическая служба
Маркшейдерская служба
Подземный ремонтно-монтажный наладочный участок
Служба главного механика
Главный механик рудника
Зам. главного механика рудника
Служба главного энергетика
Главный энергетик рудника
Зам. главного энергетика рудника
Зам. гл. энергетика по стац. установкам
Бюро проектирования горных работ
Планово-экономическое бюро
Диспетчерская служба
Диспетчер горный (старший)
Хозяйственная служба
Секретарь-машинистка
Машинистка 2 категории
Производительность труда находится по формуле:
3 Капитальные затраты.
Капитальные затраты включают в себя стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных работ для вскрытия и подготовки месторождения расходы на строительство технологического комплекса на поверхности стоимость оборудования и другие затраты.
Расчет затрат на горно-капитальные работы
Расчет затрат на горно-капитальные и горно-подготовительные работы производится исходя из длинны и стоимости проходки одного погонного метра вскрывающих выработок взятого по практическим данным действующих рудников.
Годовая сумма амортизационных отчислений на полное восстановление горно-капитальных работ устанавливается в размере 4% в год от их стоимости так как срок эксплуатации месторождения более 25 лет.
Годовая сумма амортизационных отчислений на полное восстановление равна:
где: Сг.к. - стоимость горно-капитальных выработок;
На - норма амортизационных отчислений %
где: - стоимость 1 п.м. проходки;
Q - общая длина работ м.
Годовая сумма амортизационных отчислений на полное восстановление стоимости ствола № 1.
Аналогично рассчитаны годовые суммы амортизационных отчислений по всем горно-капитальным выработкам. Затраты на проходку горно-капитальных выработок сводятся в таблицу 4.7.
Таблица 4.7. Затраты на проходку горно-капитальных выработок
Наименование объектов основных фондов
аморт. отчислений руб.
Расчет капитальных затрат на строительство
Расчет капитальных затрат на строительство проводим в соответствии с перечнем зданий и сооружений необходимых для осуществления производственной деятельности.
Для определения амортизационных отчислений все производственные здания и сооружения разделим на две группы:
Группа 1. (специализированные здания и сооружения).
Здания: Надшахтные подъемных машин вентиляторов.
Сооружения: подземные переходы; автомобильные дороги на промплощадке; ограждение площадок.
Группа 2. (здания и сооружения общего назначения).
Здания: административно-бытовой комбинат; проходные; материальный склад; все остальные здания не вошедшие в первую группу.
Сооружения: внешние линии электроснабжения теплоснабжения и связи остальные сооружения не вошедшие в первую группу.
Амортизационные отчисления на полное восстановление по 1 группе зданий и сооружений определяются по потонной ставке.
По 2 группе зданий и сооружений амортизационные отчисления определяются по нормам амортизации.
Таблица 4.8. Затраты на строительство промышленных зданий и сооружений.
Год. сумма амортиз. отчислений руб.
Надшахтное здание скипо-клевого ствола
Надшахтное здание вентиляционного ствола
Здания подъемных машин
Расчет капиталовложений и амортизационных отчислений
Номенклатура и количество основного горного транспортного и электрического оборудования принимается по данным соответствующих разделов проекта.
Стоимость доставки оборудования принята в размере 5% от цены. Затраты на монтаж принимаются: для механического оборудования – 8% для транспортного – 5% от цены.
Количество общая стоимость и сумма амортизационных отчислений для основного оборудования приведены в таблице 4.9.
Таблица 4.9. Амортизационных отчислений для основного оборудования.
Наименование оборудования
с учетом доставки и монтажа руб.
Общая стоимость руб.
Нор-ма амортизац-ии НА%
Годовая сумма амортизационных отчислений руб
Для определения суммарных капитальных затрат на строительство предприятия составляем сводную смету затрат таблица 4.10.
Таблица 4.10. Суммарные капитальные затрат
Подготовка территории строительства
Горно-капитальные работы
Промышленные здания и сооружения
Приспособления и инструменты производственный инвентарь
Благоустройство промышленной площадки
Временные здания и сооружения
Прочие работы и затраты
Итого затрат по гл. 1-8
Содержание дирекции стоящегося предприятия
Подготовка эксплуатационных кадров
Проектные и изыскательские работы
Итого затрат по гл. 9-11
Непредвиденные работы и затраты
По временным (разбираемым) зданиям и сооружениям
За полезное ископаемое от попутной добычи
Всего возвратных сумм
Итого промышленное строительство за вычетом возвратных сумм Фосн.
Стоимость производственных фондов предприятия Фпр рассчитывается как сумма основных производственных фондов Фосн и нормируемых оборотных средств Оср.н
Стоимость нормируемых оборотных средств ориентировочно определена по формуле:
Ц – оптовая цена полезного ископаемого Ц = 119344 руб.т;
Агод – годовой объем добычи Агод = 6800000 тгод;
n – число оборотов оборотных средств (n = 8-12 обор.).
4. Себестоимость производственной продукции
Эксплуатационные расходы рассчитываются по калькуляционным статьям и экономическим элементам затрат. Все затраты рассчитываем на годовой объем производства.
Отчисления на социальное страхование
Отчисления на социальное страхование принимаются в соответствии с действующим нормативом (35%) от рассчитанного фонда заработной платы работающих.
Амортизационные отчисления
Амортизационные отчисления рассчитываются по данным таблиц рассчитанных выше. Прочие капитальные затраты определяются как разница стоимости основных фондов и суммы стоимости горно-капитальных работ зданий и сооружений оборудования. Норму амортизации на прочие капитальные затраты принимаем в размере 10%.
Амортизационные отчисления по таблицам № 4.7 4.8 4.9 составят:
Стоимость горно-капитальных работ зданий сооружений и оборудования:
Амортизационные отчисления на прочие капитальные затраты:
Общие амортизационные отчисления составят:
Текущий ремонт и содержание основных фондов
Расходы по этой статье принимаются в размере 25% от амортизационных отчислений на оборудование.
Стоимость затрат по материалам
Стоимость затрат по материалам рассчитывается исходя из номенклатуры норм расхода на единицу работ и цены на основные виды материалов. Расчет затрат определяется по формуле:
Ц – цена за единицу руб.;
Нм – норма расхода на 1 тонну руды;
Qг – годовая производительность Qг = 6800000 т.
Вычисления по вариантам сводим в таблицу 4.11.
Таблица 4.11. Затраты по материалам.
Норма расхода на 1т.
Металл для крепления
Дополнительно на каждый участок для ремонтного оборудования и других целей выделяется 1520 рублей. Общая сумма затрат при этом:
Затраты по электроэнергии
Суммарный расход и стоимость электроэнергии принимаем по данным части «Электроснабжение» дипломного проекта:
Калькуляция себестоимости добычи руды
Элементы и статьи затрат
Годовые затраты руб.
Заработная плата производственных работающих
Отчисление на социальное страхование
Энергетические затраты
Ремонт и содержание основных фондов
Отчисления на геологоразведку
Общерудничные расходы
Прочие денежные расходы
5. Основные технико-экономические показатели
Стратегией каждого предприятия является получение максимальной прибыли. Это достигается использованием такого процесса производства который при одном и том же объёме выпуска готовой продукции позволял бы иметь наименьшую себестоимость.
Прибыль одновременно выступает и как источник дальнейшего экономического и социального развития коллектива предприятия и как показатель эффективности его деятельности.
Показателем выражающим финансовые результаты производственной деятельности предприятия является прибыль. Прибыль представляет собой разницу между стоимостью реализованной продукции и затратами на ее создание:
где: Тп - товарная продукция руб.
С - себестоимость руб.
Товарная продукция - стоимость готовой продукции полуфабрикатов работ и услуг предназначенных для реализации на сторону.
Товарная продукция за год составит:
где: Ц - оптовая цена 1 т руды составляет 119344 руб.
Аг - годовой объем добычи руды 6800000 тонн.
Тп = 119.344 * 6800000 = 775736000руб.
Прибыль - превышение доходов от продажи товаров над производственными затратами.
П= 775736000 – 703909 996 = 71826 000 руб.
Уровень экономической эффективности работы рудника оценивает рентабельность производства.
Рентабельность производства - показывает насколько результативно используется имущество предприятия. Это отношение годовой прибыли к сумме среднегодовой стоимости основных фондов и оборотных средств.
где: Фпр - стоимость производительных фондов предприятия.
Рентабельность продукции - показывает результативность текущих затрат. Это отношение прибыли от реализации товарной продукции к себестоимости продукции. Рентабельность продукции определяем по формуле:
Основные фактические и проектные технико-экономические показатели свожу в таблицу 4.12.
Экономический эффект проекта рассчитан в специальной части дипломного проекта.
Фактические данные рассчитываются аналогично проектным в тех же ценах.
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПРОЕКТА
Годовой объем добычи руды тыс. т.
Годовой объем горно-подготовительных работ тыс. т.
Производительность труда
Фонд заработной платы тыс. руб.:
Среднемесячная заработная плата руб.:
Себестоимость добычи 1 тонны руды руб.
Рентабельность производства %
Рентабельность продукции %

6.Маркшейдерская часть.doc

6. М А Р К Ш Е Й Д Е Р С К А Я Ч А С Т Ь.
1. Подземные опорные маркшейдерские сети.
Прокладка полигонометрических ходов. Создание опорной сети в плане и по высоте
Главной геометрической основой для выполнения съемок горных выработок и решения горно-геометрических задач связанных с обеспечением правильной и безопасной разработки месторождений полезных ископаемых являются подземные опорные маркшейдерские сети построение которой осуществляется по техническому проекту составленного с учетом перспективного плана развития горных работ.
Опорные сети прокладываются по главным подготовительным выработкам от ствола к границам шахтного поля. Полигонометрические ходы опорных сетей должны быть замкнутыми прокладываться между пунктами с твердыми координатами и твердыми дирекционными углами при них или в прямом и обратном направлениях. Исходными пунктами для развития подземных маркшейдерских опорных сетей являются закрепленные в околоствольных выработках на каждом горизонте горных работ пункты центрирования и ориентирования сети (Рис.6.1.).
Трансп.штрек -43054 -43092
Rp 9804 Rp 9803 Rp 9802
Рис. 6.1. Опорная сеть
Ориентирование опорной сети выполняется гироскопическим или геометрическим способами. Центрирование опорной сети и передачу высотной отметки производят от подходных пунктов и реперов на промышленной площадке шахты.
Погрешность положения наиболее удаленного пункта полигонометрической сети шахтного поля по отношению к пунктам маркшейдерской опорной сети на земной поверхности или к исходному пункту подземной сети не должна превышать 12 мм в масштабе основного плана.
Опорные маркшейдерские сети выполняются в виде систем замкнутых разомкнутых и висячих ходов. Высотные отметки пунктов определяют с помощью геометрического и тригонометрического нивелирования. Пункты полигонометрических ходов не должны отставать от забоев выработок больше чем на 1000 м при составлении основных планов горных выработок в масштабе 1:2000 и на 500 м если планы составляются в масштабе 1:1000. Построение опорных сетей будет производится с разделением полигонометрических ходов на секции с гироскопически ориентированными сторонами. Построение систем полигонометрических ходов разделенных на секции гиросторонами производится при удалении пунктов сетей от точек центрирования на расстояние 15 - 2км и более. Гиростороны размещают через 20-30 углов хода.
Постоянные пункты закладываются группами в местах обеспечивающих их длительную сохранность. В каждой группе должно быть не менее трех пунктов а в околоствольном дворе – при исходном ориентировании – не менее четырех.
В полигонометрических ходах точность измерений характеризуются следующими показателями:
-среднеквадратическая погрешность при гироскопическом ориентировании – не более 1;
-среднеквадратическая погрешность измерения горизонтальных углов - 15 вертикальных углов - 30;
-расхождение между двумя измерениями длины линии стальными рулетками не более 1:5000 ее длины светодальномерами – не более 2 см.
При сдвижении пунктов опорной сети можно использовать координаты этих пунктов для пополнения сети при соблюдении следующих условий:
-расстояние между последними сохранившимися пунктами изменилось не более чем на 15 см;
-общая протяженность пополняемых участков сети не должна превышать 15 км;
-дирекционный угол начальной стороны прокладываемого хода определяется гироскопическим способом.
Пополнение сети при вышеуказанных условиях допускается не более 3 раз.
Все постоянные пункты сети должны быть пронумерованы. Номера пунктов указываются на кровле или бортах выработки краской или другим способом обеспечивающим долговременную сохранность надписи.
Передача высот по горизонтальным выработкам производится методом геометрического нивелирования (рис.6.2.). Перед нивелированием проверяют устойчивость исходных реперов. Разность между контрольным и ранее установленным превышениями не должна быть более 5мм. Нивелирование выполняют примерно из середины; допускают неравенство плеч в пределах 5-8 метров. Расстояние между рейками не должно превышать 100 м. Допустимое расхождение в превышениях по черным и красным сторонам рейки не должно превышать 10 мм.
Рис. 6.2. Передача высотных отметок
Постоянные пункты закладываются группами в местах обеспечивающих их длительную сохранность. В каждой группе должно быть не менее трех пунктов а в околоствольном дворе - при исходном ориентировании - не менее четырех.
-среднеквадратическая погрешность при гироскопическом ориентировании – не более 1`;
-среднеквадратическая погрешность измерения горизонтальных углов – 15” вертикальных углов – 30”;
Все постоянные пункты сети должны быть пронумерованы. Номера пунктов
указываются на кровле или бортах выработки краской или другим способом обеспечивающем долговременную сохранность надписи.
Ориентирование и центрирование опорной сети.
Ориентирование подземной маркшейдерской опорной сети должно производиться независимо дважды (одним или разными методами). Расхождение в результатах ориентирования одной и той же стороны не должно превышать 3 минуты. За окончательное значение дирекционного угла принимают среднее взвешенное значение.
Во всех случаях рекомендуется применять гироскопический способ ориентирования
подземных маркшейдерских опорных сетей.
Центрирование подземной маркшейдерской опорной сети осуществляют примыканием к отвесам опущенные в вертикальные горные выработки.
Координаты отвесов определяются от подходных пунктов на поверхности проложением полигонометрических ходов 2 разряда с количеством сторон не более трех.
Расхождение в положении пункта определенного по двум независимым проектированиям через одну вертикальную выработку не должно превышать 5см при H500м и величины 001Н(см) при Н>500м где Н – глубина ствола м.
Гироскопическое ориентирование.
Ориентирование подземной маркшейдерской опорной сети должно производиться независимо дважды. Расхождение в результатах ориентирования одной и той же стороны не должно превышать 3`. За окончательное значение дирекционного угла принимается среднее взвешенное значение.
Маркшейдерские гирокомпасы применяемые для определения дирекционных углов сторон опорной подземной сети должны обеспечивать возможность ориентирования со среднеквадратической погрешностью не более 1`.
Поправка гирокомпаса определяется на сторонах триангуляции или полигонометрии не ниже 1 разряда.
Для контроля неподвижности пунктов исходной стороны на точке стояния измеряется угол между смежными сторонами который с учетом поправок за центрирование и редукцию не должен отличаться от ранее измеренного более чем на 20”.
В качестве исходных можно использовать дирекционные углы сторон полигона примыкания опирающегося на пункты триангуляции или полигонометрии 4 класса. Углы в полигоне измеряют по методике полигонометрии 1 разряда число углов не должно быть более двух.
Поправку гирокомпаса определяют перед началом и после окончания работ выполняемых по ориентированию подземной маркшейдерской сети шахты.
Длина ориентируемых сторон подземной маркшейдерской сети должна быть не менее 50м.
Гироскопический азимут каждой ориентируемой стороны определяют независимо дважды; второе определение может быть выполнено на той же точке но после выключения блока электропитания до полной остановки гиромотора и повторного центрирования
Разность между двумя последовательными определениями гироскопического азимута или поправки не должна превышать:
где m0 – средняя квадратическая погрешность еденичного определения гироскопического азимута.
При допустимых расхождениях за окончательное значение гироскопического азимута
стороны принимается среднее арифметическое из двух определений.
Геометрическое ориентирование.
Геометрическое ориентирование подземной маркшейдерской опорной сети выполняется через вертикальные горные выработки при соблюдении следующих условий:
-нагрузка на проволоку должна составлять примерно 60% предельной;
-грузы должны быть защищены от влияния воздушной струи или помещены в сосуд с жидкостью (успокоителем);
-при ориентировании через один вертикальный ствол расхождение измеренных расстояний между отвесами на поверхности и в шахте не должно превышать 2 мм.
При ориентировании через два вертикальных ствола геометрическую связь поверхностей
и подземной съемок осуществляется при помощи двух отвесов опускаемых по одному в каждый ствол. В этом случае расстояние между отвесами исчисляется десятками и даже сотнями метров благодаря чему значительно уменьшается угловая погрешность проектирования.
Ориентирно-соединительная съемка через два вертикальных ствола слагается из следующих операций:
А)проектирования точек с поверхности на горизонт горных работ;
Б) примыкание к отвесам на поверхности с целью определения их координат (
В) примыкание отвесов в шахте;
При ориентировании сети через два вертикальных ствола соблюдают следующие требования:
-средняя квадратическая погрешность дирекционного угла линии соединяющей отвесы по отношению к ближайшей стороне опорной сети на земной поверхности не должна превышать 20”;
- средняя квадратическая погрешность определения дирекционного угла ориентируемой стороны подземной сети не должна превышать 1`.
При осуществлении примыкания основная часть теодолитных ходов на поверхности и в шахте прокладывается заранее а после спуска отвесов производится лишь непосредственная привязка к ним. При примыкании к отвесам на поверхности прокладывается теодолитный ход с числом сторон не более трех. Измерение углов и длин в ходах производится инструментами и методами принятыми для полигонометрии 2-ого разряда. Примыкание к отвесам на горизонте горных работ осуществляется проложением между ними теодолитного хода с соблюдением норм точности предусмотренные для подземных опорных сетей.
Углы в подземных маркшейдерких полигонометрических ходах измеряют теодолитиами со средней квадратической ошибкой измерения угла не более 15”. Шнуровые овесы используемые для центрирования теодолита или сигнала должны быть ограждены от влияния воздушной струи. Способы центрирования теодолита и сигналов определяют в зависимости от длины сторон согласно таблице.
Горизонтальное проложение меньшей стороны угла м
Способ центрирования
Автоматическое центрирование
Оптическое центрирование или двукратное центрирование отвесом (с измерением угла при каждом центрировании)
Однократное центрирование теодолита шнуровым отвесом
В полигонометрических ходах прокладываемых в выработках с углом наклона менее 30 градусов углы измеряют одним повторением или приемом.
При измерении углов способом повторений разность между одинарным и окончательным (средним) значением угла не должна превышать 30”. При измерении углов способом приемов расхождение между полуприемами не должно превышать 45”.
Измерение углов в выработках с углом наклона более 30 градусов рекомендуется выполнять способом приемов (не менее двух раз) соблюдая следующие правила:
-перед каждым приемом устанавливают вертикальную ось вращения теодолита в отвесное положение и повторно центрируют прибор;
-перед повторным измерением угла начальный отсчет изменяют приблизительно на 180 градусов.
Расхождения в углах полученных из отдельных приемов не должно превышать одной минуты; расхождения углов между полуприемами не должны превышать величин приведенных в таблице:
Углы наклона выработки
Допустимые расхождения углов между полуприемами
На сопряжении горизонтальной и наклонной выработок
В наклонной выработке
Перед использовании постоянных пунктов сети измеряют контрольный угол; разность между предыдущим значением угла и контрольным не должна превышать одной минуты. Результаты измерений углов записывают в журнале угловых и линейных измерений.
В полигонометрических ходах длину сторон измеряют стальными компарированными рулетками светодальномерами и другими приборами обеспечивающими необходимую точность. Стальные рулетки (ленты) должны быть компарированы с относительной погрешностью не более 1 : 15000.
Линейные измерения в полигонометрических ходах опорной сети выполняют при постоянном натяжении мерного прибора равного натяжению при компарировании. Силу натяжения фиксируют динамометром. Температуру воздуха учитывают в том случае если изменение ее относительно температуры компарирования превышает 5 градусов.
Отклонения промежуточных отвесов от створа линии при минимальной длине интервала 10 м не должны превышать 10 см.
Каждый интервал измеряют не менее двух раз второе измерение выполняют сместив рулетку; отсчеты берут до миллиметров.
Стороны полигонометрических ходов измеряют дважды в прямом и обратном направлениях. Разрешается измерять длину стороны хода в одном направлении со смещением промежуточных отвесов с изменением угла наклона стороны или со смещением рулетки при повторном измерении. Измерение длин светодальномером в одном направлении допускается при повторном центрировании прибора.
В висячих ходах примыкающих к гиросторонам длину сторон обязательно измеряют в прямом и обратном направлениях. Допустимые расхождения между двумя измерениями длины стороны а также между горизонтальными проложениями в наклонных выработках принимают при измерении линии стальными рулетками – не более 1 : 5000 ее длины светодальномерами – 2 см.
Обработка подземных опорных сетей.
Обработка результатов измерений в полигонометрических ходах подземных опорных сетей включает: контроль вычислений и выписка исходных данных в журнале измерений введение поправок в измеренные длины вычисление невязок уравнивание сетей оценку точности положения удаленных пунктов.
В измеренную длину линий вводят поправки за компарирование температуру и провес; вычисляют горизонтальное проложение при измерении горизонтальной длины.
Поправки за приведение к поверхности референц-эллипсойда вводят при высотных отметках более +200 м и менее –200 м а за приведение на плоскость проекций Гаусса – вводят при удалении от осевого меридиана более 50км. Поправки выделяют из специальных таблиц или вычисляют по формулам:
в висячих полигонах пройденных дважды
в секциях полигонов и в разомкнутых полигонах проложенных между гиросторонами
где m– средняя квадратическая погрешность измерения угла;
m – средняя квадратическая погрешность определение дирекционных углов гиросторон;
n – число сторон полигонометрического хода;
n1+n2 – число углов в первом и втором ходах.
Линейная относительная невязка в замкнутых полигонах не должна превышать 1 : 5000 длины хода в разомкнутых полигонах – 1 : 3000. Расхождения между дважды пройденными полигонометрическими ходами (без предварительного уравнивания углов) не должно быть более 1 : 3000 суммарной длины ходов. При длине хода менее 500 м абсолютная линейная невязка в разомкнутых полигонах не должна превышать 25см.
В полигонометрических ходах разделенных на секции и примыкающих в конце хода к пункту (отвесу) абсолютная линейная невязка не должна превышать 08 мм в масштабе основного плана.
Уравнивание отдельных полигонометрических ходов в (систем ходов) выполняют раздельными способами: вначале уравнивают угловые измерения затем – приращения координат.
На стадиях пополнения опорных сетей каждый полигонометрический ход уравнивают отдельно а при реконструкции сети все полигонометрические хода уравнивают как правило совместно.
В замкнутых и разомкнутых полигонах угловая невязка распределяется с обратным знаком поровну на все измеренные углы.
По исправленным измеренным и дирекционным углам вычисляют приращения координат и определяются линейные невязки по ходу.
Взятые с обратным знаком линейные невязки распределяются в приращении координат пунктов хода пропорционально длине каждой линии.
Уравнивание дважды проложенных висячих ходов заключается в получении средних значений дирекционных углов общих сторон и координат общих пунктов. Участки хода между общими пунктами уравнивают самостоятельно как отдельные хода.
Уравнивание систем полигонометрических ходов и определение погрешностей положения пунктов производят в основном на ЭВМ по программам реализующими раздельное уравнивание дирекционных углов и координат.
Определение высот пунктов опорной сети.
Высотные отметки в горные выработки на пункты опорой сети передают независимо дважды через вертикальные наклонные или горизонтальные выработки.
Передачу высот через вертикальные горные выработки рекомендуется выполнять длинной шахтной лентой длинномером или другими приборами обеспечивающими необходимую точность.
При передаче высот длинной шахтной лентой повторные измерения выполняют после изменения положения ленты и нивелиров.
Передачу высот длинномером выполняют в соответствии с требованиями руководства эксплуатации прибора.
Отсчеты по нивелирным рейкам мерной ленте груз-рейке и контрольной рейке фиксируют до миллиметров. Расхождение между двумя результатами или двумя превышениями не должно быть более 4 мм; за окончательный результат принимают среднее арифметическое.
В начале и в конце работы на земной поверхности и на горизонте околоствольного двора при передаче высот измеряют температуру воздуха.
В превышение измеренное длинной шахтной лентой вводят поправки за компарирование температуру удлинение ленты от собственной массы и от разности масс грузов при компарировании и измерении.
Расхождение между двумя независимыми передачами высот по вертикальным выработкам не должно превышать (мм):
где H – глубина шахтного ствола м.
При допустимых расхождениях за окончательное значение высоты принимают среднее арифметическое двух определений. Техническое нивелирование выполняют как правило по выработкам с углом наклона менее 5 градусов. Тригонометрическое нивелирование по наклонным выработкам рекомендуется производить одновременно с проложением полигонометрического хода.
До начала нивелирования должна быть проверена устойчивость реперов используемых в качестве исходных. Разность между контрольными превышениями и ранее установленными превышениями между реперами не должна быть более 30 мм.
При передаче высот тригонометрическим нивелированием вертикальные углы измеряют теодолитом (не ниже Т-15) одним приемом в прямом и обратном направлениях. Расхождение значений места нуля не должно превышать 15 минуты.
Стороны хода измеряют в соответствии с требованиями для линейных измерений в подземных полигонометрических ходах. Высоты инструмента и сигналов измеряют рулеткой дважды отсчеты берут до миллиметров.
Разность превышений для одной и той же линии не должна быть более 04L мм где L – длина линии м. Для всего хода расхождение в превышениях не должно быть более 100 L мм; где L – длина хода км.
При техническом нивелировании прокладывают замкнутые или висячие ходы в прямом или обратном направлениях. Расстояние между нивелиром и рейками не должно превышать 100 м. Отсчеты по рейкам берут до миллиметров; расхождение в превышениях на станции определенных по черным и красным сторонам реек или при двух горизонтах инструмента не должно превышать 10 мм.
Невязки ходов технического нивелирования не должны превышать 50 L мм где L – длина хода км.
Уравнивание замкнутых нивелирных ходов выполняют распределением невязки взятой с обратным знаком пропорционально числу станций или длине стороны хода. За окончательное значение высоты точки определенной из ходов разной длины принимают весовое среднее считая веса пропорциональными длине ходов.
При уравнивании комбинированных сетей высотных ходов значение весов принимают в зависимости от точности метода передачи высот.
2. Подземные маркшейдерские съемочные сети.
Подземные маркшейдерские съемочные сети являются основой для съемки горных выработок и состоят из теодолитных ходов прокладываемых для съемки подготовительных выработок а также очистных камер и нарезных выработок в очистных блоках при камерной системе разработки.
Съемочные сети разделяются на сети 1-го и 2-го разрядов. Сети 1-го разряда предназначены для съемки подготовительных выработок. Съемочные сети 2-го разряда опираются на пункты сетей 1-го разряда и предназначены главным образом для съемки очистных забоев и нарезных выработок в очистных блоках. Характеристика теодолитных ходов съемочных сетей приведена в таблице.
Средняя квадратическая погрешность измерения
Предельная длина хода
Допустимое расхождение между двумя измерениями сторон
Горизонтальных углов
Допускается прокладка висячих теодолитных ходов с измерением левых и правых углов. Перед измерением правого угла проверяют центрирование теодолита.
Длина таких висячих ходов не должна превышать 1000 м при составлении основных планов горных выработок в масштабе 1 : 2000 и 500 м в масштабе 1 : 1000.
Отставание пунктов теодолитного хода от забоя подготовительной выработки проводимой по направлению не должно превышать 150 м.
В период проходки выработки с использованием лазерных указателей направления допускается отставание пунктов теодолитного хода от забоя проходческой выработки до 500 м.
Пункты теодолитных ходов закрепляют как временные пункты подземной маркшейдерской опорной сети. При съемке очисных забоев пункты разрешается не закреплять.
Угловые и линейные измерения.
Углы в теодолитных ходах измеряют теодолитами со средней квадратической ошибкой указанной в вышеупомянутой таблице. Центрирование теодолита и сигналов выполняют с помощью шнуровых отвесов.
В ходах прокладываемых в выработках с углом наклона менее 30 градусов углы измеряют одним повторением или приемом. При измерении углов способом повторений разность между одинарным и окончательным (средним) значением угла не должна превышать 1` - для сетей 1-го разряда и 15` - для сетей 2-го разряда.
При измерении углов способом приемов расхождение углов между полуприемами не должно превышать 15` - для сетей 1-го разряда и 2` - для сетей 2-го разряда. Измерение углов в выработках с углом наклона более 30 градусов рекомендуется выполнять двумя приемами со смещением начального отсчета перед вторым приемом примерно на 180 градусов. Расхождение в углах полученных из отдельных приемов не должно превышать 15`. Расхождение углов между полуприемами не должны превышать величин приведенных в таблице.
Углы наклона выработки
Допустимые расхождения углов между полуприемами (минуты)
3. Съемочные работы.
Объектами маркшейдерской съемки являются:
-все горные выработки (подготовительные очистные разведочные гидрогеологические технические скважины камеры различного назначения);
-целики полезного ископаемого оставленные у подготовительных выработок и под охраняемыми объектами бутовые полосы границы закладки;
-капитальные изолирующие перемычки установленные в действующих горных выработках соединяющих две шахты или отдельные блоки с независимым проветриванием;
-перемычки изолирующие пожарные участки опасные по прорыву воды плывунов пульпы в действующие выработки;
-водоотливные и вентиляционные устройства;
-места горных ударов внезапных выбросов пород и газа взрывов газа или пыли; места прорывов воды места усиленного водопроявления; карсты и купола вывалов (высотой более 1м) в действующих горных выработках.
Данные по тектонике структуре пласта и вмещающих пород их пространственное
положение определяет геологическая служба горного предприятия.
Съемка горных выработок для пополнения планов должна производиться не реже одного раза в месяц если большая частота не установлена внутриведомственно.
Съемку горных выработок в которых запрещается пребывание людей (недоступные горные пустоты) выполняют методами и приборами обеспечивающими безопасность работ. Для этой цели могут использоваться лазерные рулетки тахеометры (тотальные станции) дальномерные насадки обеспечивающие возможность измерения расстояний без отражателя.
Горные выработки большого сечения рекомендуется снимать методами световых сечений и звуколокации.
Маркшейдерское обслуживание подготовительных и очистных забоев.
Съемку подготовительных выработок выполняют способом перпендикуляров полярным и другими способами как правило одновременно с проложением теодолитных ходов. Допускается съемка выработок от направления инструментально заданного с пунктов сетей теодолитных ходов.
Контуры подготовительных выработок снимают в проходке а при наличии крепи – в свету и в проходке.
Линейные измерения при съемке боков выработки производят с округлением до сантиметров.
Одновременно со съемкой боков выработок выполняют съемку всех элементов. Все детали съемки отражают на абрисах в журнале угловых и линейных измерений.
Направление на проходку подготовительной выработки задают от пунктов опорной или съемочной сети. Фиксируется направление отвесом.
После закрепления направления проверяют створность отвесов и замеряют контрольный угол завершая полное измерение угла обеспечивая при этом точность предусмотренную для съемочных сетей 1-го разряда.
Количество направленческих отвесов должно быть не менее трех. Удаление отвесов от забоя не должно превышать 120 м. При использовании лазерных указателей направления удаление отвесов от забоя может быть увеличено до 500 м (в соответствии с техническими характеристиками этих приборов).
В выработках проходимых в устойчивых породах допускается задание направлений двумя отвесами при условии что расстояние между ними не менее четырех метров.
Направление в вертикальной плоскости обозначают осевыми или боковыми реперами. Боковые реперы устанавливают парами на противоположных стенках выработки на расстоянии 2-5м один от другого.
Положение линий очистных забоев определяют инструментальной съемкой или рулеточным замером. Погрешности определение длины линии забоя подвигания и высоты выработки не должны превышать 1 : 200.
Разбивка осей камер в очистном блоке производится от пунктов съемочной сети. Съемка подробностей (камера разворота горловины очистных ходок контуры целиков очистные ходки) производятся от закрепленных осей камер. Допускается использование тесмяных рулеток.
Ошибка измерения основных размеров выработанного пространства не должна превышать 1 : 200.
Задание направления очистным ходкам производится с пунктов съемочной сети. Исходная сторона должна располагаться со стороны массива подлежащего обработке. Измерение углов производится одним полным повторением или приемом. Точность измерения угла должна соответствовать точности предусмотренной для съемочных сетей 2-го разряда.
Замер подвигания подготовительных и очистных выработок выполняют периодически по состоянию на конец отчетного периода в соответствии с требованиями нормативных документов.
Результаты съемки заносят в журнал измерений где составляют детальный абрис по каждой выработке.
Результаты замера заносят в журнал замера горных выработок форму которого устанавливает отраслевое ведомство (производственное объединение).
Горное предприятие должно иметь предусмотренную Инструкцией обязательную маркщейдерскую документацию состоящую из первичной вычислительной и графической документации.
Изменения в перечень обязательной документации могут быть внесены по согласованию с органами горного надзора.
Дополнительная документация устанавливается вышестоящими организациями.
Маркшейдерская документация хранится в маркшейдерском отделе горного предприятия. Порядок учета хранения и пользования документацией регламентируется специальными инструкциями.
Сроки хранения документации.
Документация подлежащая хранению в течение трех лет со дня окончания отраженных в ней работ:
-чертежи по перенесению в натуру проектного главного технологического комплекса блоков и отдельных промышленных зданий и сооружений коммуникаций;
-чертежи по расчету границ безопасного ведения горных работ;
-контрольные продольные профили рельсовых путей в откаточных горных выработках;
-контрольные профили армировки и стенок вертикальных шахтных стволов и башенных копров;
-журналы измерений по всем видам работ.
Примечание: три года хранится вычислительная документация послужившая основой составления названных чертежей.
Чертежи подлежащие хранению до ликвидации отдельных объектов и до погашения горных выработок.
-исполнительные профили армировки и стенок вертикальных шахтных стволов и башенных копров;
-исполнительные продольные профили рельсовых путей в откаточных горных выработках.
Примечание: до этого же времени хранится вычислительная документация послужившая основой для составления названных чертежей.
Чертежи подлежащие хранению до ликвидации горного предприятия.
-планы отвалов некондиционных полезных ископаемых хранилищ отходов обогатительных фабрик и породных отвалов;
-планы земной поверхности с отражением результатов работ по рекультивации земель нарушенных горными работами;
-чертежи по изучению процесса сдвижения земной поверхности и горных пород под влиянием подземных разработок и по наблюдениям за подрабатываемыми зданиями и сооружениями;
-схема подземных маркшейдерских плановых опорных сетей и высотного оборудования;
-схема осевых пунктов шахтных стволов.
Примечание: до этого же времени хранится вычислительная документация послужившая основой для составления этих чертежей.
Чертежи подлежащие постоянному хранению (уничтожению не подлежат).
-план земной поверхности территории производственно-хозяйственной деятельности горного предприятия;
-план застроенной части земной поверхности;
-план горного отвода и разрезы к нему план отвода земельного участка;
-план промышленной площадки;
-картограммы расположения планшетов съемок земной поверхности и горных выработок;
-схемы расположения пунктов маркшейдерской опорной геодезической сети на территории производственно-хозяйственной деятельности предприятия абрисы и схемы конструкций реперов и пунктов;
-чертежи горных выработок отражающие вскрытие подготовку и разборку месторождения;
-чертежи горных выработок отражающие вскрытие подготовку и разработку месторождения;
-разрезы по вертикальным и наклонным шахтным стволам;
-чертежи околоствольных горных выработок;
-чертежи по расчету предохранительных целиков под зданиями сооружениями и природными объектами.
Примечание: постоянно хранят вычислительную документацию послужившую основой для составления этих чертежей.
Первичная вычислительная и графическая документация периодически проверяется руководителем маркшейдерской службы горного предприятия.
Документацию утратившую свое значение до окончания срока ее хранения можно уничтожить с разрешения вышестоящей организации и по согласованию с местными органами внутреннего надзора о чем составляется акт комиссией в составе главного инженера руководителей маркшейдерской и геологической служб горного предприятия.
Первичная маркшейдерская документация.
Первичную маркшейдерскую документацию служащую для накопления информации для результатов измерений ведут по всем видам маркшейдерских работ выполняемых на горном предприятии.
Примерный перечень первичной маркшейдерской документации.
Журналы при работах на земной поверхности:
-угловых и линейных измерений в полигонометрических ходах;
-геометрического нивелирования;
-съемки (мензульной тахеометрической ординатной) поверхности карьеров складов полезного ископаемого;
-измерений по проверке соотношений геометрических элементов горнотранспортного и др. оборудования;
-измерений расстояний между реперами наблюдательных станций.
При подземном способе разработки месторождений полезных ископаемых первичная документация содержащая информацию:
-об измерениях при ориентировании подземных маркшейдерских опорных сетей;
-о передаче высот от реперов на земной поверхности к пунктам подземной маркшейдерской опорной сети;
-об угловых и линейных измерениях в подземных опорных и съемочных сетях;
-о геометрическом нивелировании;
-о съемке стенок и армировки шахтных стволов;
-о замерах горных выработок;
-о проверке соотношений геометрических элементов подъемных установок.
При строительстве горного предприятия (кроме документации приведенной в пп.1 и 2):
-об определении пунктов разбивочной сети;
-о проходке вертикальных шахтных стволов;
-об армировании шахтных стволов;
-о съемке замораживающих скважин.
При использовании в качестве первичной документации журналов измерений рекомендуется использовать журналы типовых форм соответствующих виду выполняемой работы.
Каждому журналу присваивают инвентарный номер на последней странице за подписью руководителя маркшейдерской службы горного предприятия прописью указывают общее количество пронумерованных страниц.
Записи в журналах измерений должны быть четкими ошибочные результаты зачеркивают а повторные записывают в новых строках. В журналах измерений ведут абрисы съемки выводят среднее значение измеренных величин указывают дату и место измерений фамилию исполнителя вид и номер измерительного прибора.
В камеральных условиях вычисления в журналах проверяют “во вторую руку” о чем должна быть сделана запись.
В журналах измерений должны быть указаны документы где произведены соответствующие вычисления.
При использовании в качестве первичной маркшейдерской документации магнитных накопителей измеренных данных порядок и форма ведения первичной документации устанавливается вышестоящими органами.
Вычислительная маркшейдерская документация.
Вычислительную маркшейдерскую документацию ведут по всем видам маркшейдерских работ выполняемых на горном предприятии.
Примерный перечень вычислительной маркшейдерской документации.
При работах на земной поверхности включает журналы:
-вычисления и уравнивания полигонометрических ходов;
-уравнивания нивелирных ходов и вычисления съемочной сети и реперов наблюдательных станций (допускается уравнивание и вычисление высот в полевых журналах);
-обработки длин измеренных при прокладке полигонометрических ходов или при измерении расстояний между реперами наблюдательных станций;
-подсчет объемов полезного ископаемого и готовой продукции на складах (допускается вычисление в полевых журналах);
-каталоги координат и высот пунктов маркшейдерской опорной геодезической сети;
-каталоги координат и высот устьев разведочных и технических скважин.
При подземной разработке месторождений полезного ископаемого маркшейдерская вычислительная документация из числа приведенной в п.1 содержит информацию:
-о вычислениях ориентирования и центрирования подземной опорной маркшейдерской сети и передачи высот;
-о вычислениях длин сторон подземных полигонометрических ходов;
-о вычислениях координат пунктов подземных маркшейдерских опорных и съемочных сетей (отдельно по опорным и съемочным сетям);
-о вычислениях высот пунктов определенных тригонометрическим нивелированием;
-об обработке результатов проверки соотношений геометрических элементов подъемных установок;
-об учете горных работ (прохождении очистных забоев объема выработанного пространства добычи полезного ископаемого и др.).
Допускается производить вычисления и хранить информацию о вычислениях на ЭВМ при этом порядок и форму хранения устанавливает вышестоящая организация.
Рекомендуется использовать вычислительную документацию типовых форм соответствующих виду выполняемой работы.
При вычислениях в журналах записи в них должны быть выполнены чернилами или тушью четким почерком.
Ошибочные вычисления перечеркивают чернилами или тушью красного цвета и за подписью исполнителя указывают место где находятся правильные вычисления.
Каждый журнал должны иметь оглавление и инвентарный номер; на последней странице за подписью руководителя маркшейдерской службы горного предприятия прописью указывают общее количество пронумерованных страниц.
Вычислительная документация должна быть подписана исполнителем работ.
Графическая маркшейдерская документация.
Маркшейдерская графическая документация включает в себя чертежи (карты планы вертикальные и горизонтальные разрезы проекции на вертикальную плоскость и пространственные проекции) отражающие рельеф земной поверхности ситуацию территории производственно-хозяйственной деятельности горного предприятия геологическое строение месторождения пространственное положение горных выработок вскрытие подготовку и разработку месторождения.
Чертежи маркшейдерской документации подразделяются на основные (обязательные) и рабочие (вспомогательные).
Выбор масштаба основных чертежей производится горнодобывающим предприятием по согласованию с вышестоящей организацией (производственным объединением).
В случае утраты какого-либо основного чертежа он должен быть составлен заново по материалам съемки или по имеющимся графическим материалам о чем на чертеже делается соответствующая запись.
Кроме основной графической документации горнодобывающее предприятие может вести рабочую документацию.
Минимальный перечень рабочей документации устанавливается вышестоящей организации.
При составлении графической документации на ЭВМ допускается использование в качестве чертежей информации размещаемой на магнитных носителях. Порядок учета ведения хранения и форму вычерчивания таких чертежей устанавливает вышестоящая организация.
Основные чертежи подземных выработок пополняют не реже одного раза в месяц. При составлении чертежей вручную пополнение разрешается вести в карандаше; закрепление изображения объектов тушью выполняют по мере проложения подземных полигонометрических ходов но не реже двух раз в год.
Изображение подземных выработок на рабочих планах закрепляют тушью в течение суток по завершении съемок.
Чертежи горных выработок отражающие вскрытие подготовку и разработку месторождения.
Наименование чертежей
Планы горных выработок по каждому пласту (горизонту)
Планы горных выработок по каждому слою при разделении мощных пластов (горизонтов на слои) параллельные напластованию
Картограмма расположения планшетов съемки горных выработок по пластам (горизонтам)
Разрезы по вертикальным и наклонным шахтным стволам
Исполнительные и контрольные профили проводников жесткой армировки вертикальных шахтных стволов
Планы околоствольных горных выработок
Схема подземных маркшейдерских плановых опорных сетей и высотного обоснования
Чертежи отражающие рельеф и ситуацию земной поверхности обеспеченность пунктами маркшейдерской опорной геодезической опорной геодезической и съемочной сети чертежи отводов горного предприятия.
План земной поверхности территории производственно-хозяйственной деятельности
План застроенной части земной поверхности (города поселки) в границах зоны влияния горных работ
План промышленной площадки
План продольных отвалов (солеотвалов)
План участка земной поверхности отведенного под склады полезного ископаемого (готовой продукции)
План шламо- и хвостохранилищ
Картограмма расположения планшетов съемки земной поверхности
План участка рекультивирования земель нарушенных горными работами
Схема расположения пунктов маркшейдерской опорной сети на земной поверхности
Схема расположения осевых пунктов шахтных стволов
Абрисы и схемы конструкции реперов и центров пунктов опорной сети
План горного отвода предприятия и разрезы к нему
5. Маркшейдерский учет движения запасов полезного ископаемого.
Подсчет запасов полезных ископаемых.
Задачами подсчета запасов является установление в пределах всего месторождения или отдельных его частей количества и качества полезного ископаемого по отдельным его сортам и категориям разведанности. В зависимости от формы и условий залегания месторождения от особенностей разведочных работ а также целей и назначения подсчета запасов применяются различные способы подсчета. Наиболее часто используются способы среднего арифметического многоугольников геологических блоков вертикальных разрезов эксплуатационных блоков.
Способ среднего арифметического.
В способе среднего арифметического рудные тела с изменяющейся мощностью представлены пластинами у которых площадь равна площади залежи а толщина равна средней для всей залежи мощности.
В этом способе мощность залежи определяют как среднее арифметическое по формуле
где т п - число выработок встретивших залежь. Аналогично определяется среднее содержание компонента:
где ci — частные значения содержания компонента полученные в разведочных выработках встретивших полезное ископаемое.
Объем залежи определяют по формуле:
где S - площадь залежи ограниченная контуром залежи.
Запасы (массу) руды определяют по формуле:
где gср - средняя плотность полезного ископаемого.
Запасы компонента можно определить по формуле:
если среднее содержание сср выражено в процентах и по формуле:
если среднее содержание выражено в граммах на тонну.
Способ многоугольников.
Этот способ называют также способом ближайшего района. Его сущность заключается в том что разведуемая площадь разбивается на отдельные площадки по числу разведочных выработок причем каждая площадка тяготеет к своей разведочной выработке.
Подсчет запасов для каждого многоугольника выполняется в следующей последовательности:
- определяют объем призмы по формуле u
- определяют запасы находящиеся в призме qi = uigi определяют массу металла находящегося в объеме руды призмы pi = qici.
После вычисления запасов по каждой призме суммированием определяют запасы по месторождению.
Способ геологических блоков.
При подсчете запасов иногда возникает необходимость разделить залежь на отдельные геологические блоки по ряду признаков в зависимости от: степени разведанности и изученности особенностей полезного ископаемого структуры месторождения сроков отработки и т. п.
При таком рассмотрении залежей подсчет запасов ведется по отдельным участкам чаще всего с использованием способа среднего арифметического. Суммирование запасов по отдельным блокам дает величину общих запасов.
Способ эксплуатационных блоков заключается в подсчете запасов по отдельным блокам залежи полезного ископаемого которые оформляются как отдельные единицы при помощи разведочных и эксплуатационных выработок. Средние значения мощности содержания для блока определяют по частным значениям полученным в оконтуривающих блок горных выработок. Умножают средние значения показателей блока на его площадь в результате получают запасы полезного ископаемого в блоке.
Потери и разубоживание полезного ископаемого
Одной из основных задач маркшейдерской службы горнодобывающего предприятия является учет рационального использования недр выполняемый через определение размеров потерь и разубоживания.
При оценке потерь принято различать потери фактические и проектные.
Под фактическими потерями при добыче полезного ископаемого считается часть вовлеченных в разработку балансовых запасов в пределах утвержденного контура горных работ предприятия не извлеченных из недр или не попавших в дальнейшую переработку в течение периода существования предприятия. В зависимости от причин их возникновения фактические потери подразделяют на два класса: общешахтные и эксплутационные потери. К общешахтным относятся потери полезного ископаемого в предохранительных целиках и в барьерных целиках. К эксплутационным потерям относится полезное ископаемое теряемое в массиве например в междукамерных подэтажных и других целиках потолочинах и т.п. а также полезное ископаемое теряемое из отбитого полезного ископаемого как в выработанном пространстве так и вне его.
Под проектными потерями понимают потери предусмотренные проектом горных работ.
Кроме того различают нормативные и плановые потери. Нормативные потери характеризуют оптимальную величину эксплутационных потерь полезного ископаемого на весь период отработки выемочного участка. Плановые потери также являются нормативными потерями но действующими только на некоторый период развития горных работ.
Под разубоживанием полезного ископаемого понимают потерю его качества происходящего от снижения содержания полезного компонента или полезной составляющей в добытом полезном ископаемом при его добыче по сравнению с содержанием их в балансовых запасах. Разубоживание происходит из-за засорения балансовых запасов пустыми породами или некондиционными полезным ископаемым а также вследствие потери части полезного ископаемого или полезной составляющей в виде мелочи вследствие выщелачивания полезного компонента и т.п.
Для характеристики полноты и качества извлечения твердых полезных ископаемых из недр используют коэффициент извлечения качества и коэффициент извлечения из недр.
Коэффициент извлечения качества полезного ископаемого выражает отношение содержания полезного компонента в добытой рудной массе а к содержанию полезного компонента в погашенных балансовых запасах с т.е. kкач = ас.
Коэффициент извлечения качества является одним из важных показателей экономической оценки ущерба возникающего при добыче и переработке полезных ископаемых. Как правило коэффициент извлечения качества меньше единицы так как качество добытого полезного ископаемого из-за примешивания пустой породы и потерь богатой мелочи ниже качества полезного ископаемого в массиве.
Коэффициент извлечения из недр полезного ископаемого характеризуется отношением количества полезного компонента в извлеченной из недр рудной массе Да к количеству полезного компонента заключенного в балансовых запасах Бс подлежащих выемке т.е. kн = Да Бс
Определение потерь и разубоживания
Потери и разубоживание чаще всего определяют прямым косвенным и комбинированным способами.
При прямом методе потери и разубоживание определяются или по непосредственно замеренным параметрам характеризующим это явление или по планам и разрезам где изображены соответствующие элементы необходимые для подсчета потерь и разубоживания (рис.6.3.).
В прямом методе для подсчета потерь и разубоживания (в %) пользуются следующими формулами:
П = ДБ х 100; Кпр = ВА х 100; Р = (с-а)с х 100
где П и Р – соответственно потери и разубоживание; Б – балансовые запасы m; В – количество добытой пустой породы m; Д – количество добытого полезного ископаемого m; с – содержание полезного компонента в массиве %; а – содержание полезного компонента в добытом полезном ископаемом %; Кпр – коэффициент примешивания при прямом методе.
Достоинство прямого метода заключается в том что он позволяет определять величину потерь и разубоживания в любое время независимо от состояния горных работ в выемочных единицах кроме того прямой метод является наиболее точным.
Косвенный метод основан на определении разности между количеством погашенных балансовых запасов полезного ископаемого и компонента и количеством добытого полезного ископаемого и компонента.
Косвенный метод можно применять только после полной отработки блока что является существенным недостатком метода так как он не обладает возможностью оперативного учета потерь и разубоживания. Формулы применяемые в косвенном методе для подсчета количества потерь и разубоживания:
П = Б – Д + В; В = Д + П – Б; Р = (с-а)c х 100.
Косвенный метод обычно применяется в тех случаях когда прямой метод неприемлем например для определения потерь и разубоживания при разработке системами с обрушением.
При комбинированном методе определения потерь и разубоживания основанном на совместном использовании элементов прямого и косвенного методов (например при отработке рудной залежи камерами с отбойкой скважинными зарядами) объем отбитой горной массы определяют непосредственно по данным маркшейдерской съемки и следовательно потери можно определить прямым методом. Разубоживание определяется косвенным например петрографическим способом в котором отобранные пробы рудной массы разделяются на мелкую и крупную фракции. Последнюю макроскопически сортируют на рудную и породную составляющие и взвешивают их. Количество засоряющей руды (в %) определяют по формуле
где Д – количество исследуемой рудной массы; Вп – количество засоряющих пород в исследуемой рудной массе определенное петрографическим способом.
Рисунок 6.3. Подсчет потерь
Маркшейдерский контроль добычи полезного ископаемого.
Каждое горнодобывающее предприятие осуществляет оперативный учет добычи полезного ископаемого по числу и массе (нетто) вагонеток вагонов самосвалов скипов или по данным взвешивания добываемого полезного ископаемого.
В первом случае количество добытого полезного ископаемого за смену определяется умножением числа вагонеток (вагонов автосамосвалов и т. п.) на установленную среднюю массу полезного ископаемого которая определяется несколько раз в год. Объем суточной добычи в целом по руднику (шахте) определяется после окончания рабочих суток суммированием данных о добыче по сменам.
Правильность оперативного учета контролируется или маркшейдерскими съемками горных выработок или маркшейдерскими замерами остатков полезного ископаемого на складах и в бункерах. Во втором случае добычу (в тоннах) определяют по формуле
где Q1 - количество полезного ископаемого отправленного по данным бухгалтерского учета потребителям; Q2 и Q3 — остатки полезного ископаемого соответственно на начало и конец отчетного периода на складах и в бункерах.
При использовании маркшейдерских замеров выработок для контроля оперативного учета массу добытого из выработок полезного ископаемого получают умножением объема выемки полезного ископаемого на плотность полезного ископаемого в массиве.
Маркшейдерские замеры в подготовительных и очистных выработках.
Маркшейдерские замеры горных выработок представляют собой упрощенные съемки выполняемые с помощью простейших инструментов (металлических и тесьмяных рулеток). Замеры подготовительных и очистных выработок проводятся для оперативного получения данных о состоянии горных работ необходимых для пополнения маркшейдерской документации определения объемов выполненных работ учета потерь и разубоживания полезного ископаемого при добыче.
Замеры в подготовительных выработках
При замерах подготовительных выработок производят следующие работы:
составление эскиза выработки и забоя;
измерение длины выработки и определение ее подвигания за отчетный период;
измерение длины линии забоев и мощности пласта;
измерение линейных элементов поперечного сечения выработки.
Измерения подвигания выработок производят рулетками от маркшейдерских пунктов или специальных точек расположенных вблизи забоя (рис.6.4). Перед этим выработку осматривают и составляют эскиз на котором показывают:
положение исходных точек с указанием расстояний от них до забоев по предыдущему и данному замерам;
наименование выработок и размеры необходимые для подсчета вынутой площади и объема полезного ископаемого и породы;
мощность пласта в точках замеров и зарисовки структуры пласта и т.д.
Все данные замеров заносят в специальную книгу.
Рис. 6.4. Замер подготовительных работ
где: V – объем руды;
L – длина от маркшейдерской точки до забоя;
S – площадь сечения выработки;
g - объемный вес руды.
Замеры в очистных выработках
Если прямолинейность лавы небольшой протяженности прослеживается визуально (особенно при работе механизированного комплекса) ее длину измеряют непосредственно рулеткой или мерным шнуром. За окончательное значение длины лавы принимается среднее арифметическое из всех измерений выполненных в течение отчетного периода. Для определения подвигания лавы в начале и в конце отчетного периода на откаточном и вентиляционном штреках измеряют расстояния от маркшейдерских пунктов до контура очистного забоя. После определения подвигания по каждому штреку вычисляют среднее из них.
При искривленной линии забоя выполняется его съемка инструментами пониженной точности. После нанесения линии забоя на план по состоянию на начало и конец отчетного периода измеряют по плану среднее подвигание забоя а планиметром – площадь выемки. Среднюю длину линии забоя вычисляют делением площади выемки на среднее подвигание (рис 6.5.).
Количество добытой за месяц руды V подсчитывают по формуле:
где S- площадь выемки за месяц;
L- длина подвигания лавы;
γ- объемный вес руды.
Конв.штрек Вент.штрек
Рисунок 6.5. Замер очистных работ
Учет состояния и движения запасов.
Учет движения запасов полезного ископаемого горного предприятия заключается в периодическом определении количества запасов числящихся на его балансе.
Учету подлежат все разведанные балансовые и забалансовые запасы по категориям А В С1 по всем основным и попутным компонентам. При определении запасов на конец отчетного периода исходными являются запасы числившиеся на балансе предприятия на начало этого периода.
Учет движения запасов слагается из первичного учета сводного учета и отчетного баланса запасов. Первичный учет основан на данных о разведочных горнокапитальных подготовительных нарезных и очистных выработок. Объектами первичного учета являются выемочные единицы под которыми понимают блок панель лаву камеру магазин уступ и т. д. отрабатываемые одной системой разработки.
Первичный учет позволяет определить числовую характеристику состояния запасов на начало отчетного периода установить изменения имевшие место за отчетный период и с начала разработки. Кроме того позволяет составить характеристику по отдельным видам запасов что позволяет контролировать ход выполнения плана подготовки запасов.
Первичный учет позволяет выполнить сводный учет балансовых запасов заключающийся в получении обобщенных данных о движении запасов и о состоянии их на начало и конец отчетного периода в целом по предприятию. Сводный учет состояния и движения запасов осуществляется ежеквартально по всем действующим подготавливаемым и находящимся в доразведке выемочным единицам и является основой для составления статистической отчетности.
Сводный учет запасов предусматривает пересчет разведанных запасов на 1 апреля 1 июля 1 октября и 1 января. Осуществляется в специальной книге учета являющейся официальным документом предприятия на основе которого составляется отчетный баланс запасов представляемый по определенной форме на 1 января каждого года.
6. Методика определения числа работников маркшейдерской службы горного предприятия.
Маркшейдерскую службу предприятия возглавляет главный маркшейдер рудника.
Число ИТР остальных должностных категорий и горнорабочих устанавливают в зависимости от расчетного числа участковых маркшейдеров.
Число участковых маркшейдеров горного предприятия определяют по формуле:
Nr = (0625L + 027l + 006n) Кгр где
Nr –количество участковых маркшейдеров по отдельному горизонту;
L – объем проведения подготовительных выработок за полный месяц работы горизонта км;
n – среднемесячное число очистных забоев (лав) на горизонте;
Кгр - коэффициент учитывающий концентрацию горных работ на горизонте.
Критерием определения Кгр может служить количество участков на горизонте. В этом случае для определения Кгр пользуются таблицей.
Количество горных участков
Если работы ведутся по реконструкции горного предприятия требующие не менее 50% годового рабочего времени участкового маркшейдера то дополнительно к расчетной численности вводится один участковый маркшейдер. Годовые затраты времени участкового маркшейдера по дополнительным видам работ определяет главный маркшейдер рудника.
При необходимости нормы численности маркшейдеров могут быть откорректированы с учетом специфических условий и утверждены руководством вышестоящей организации (производственного объединения).
Число остальных ИТР и рабочих устанавливают согласно таблице.
Расчетное число участковых маркшейдеров
Участковый маркшейдер – зам.гл. маркшейдера рудника
Техник (инженер) - картограф
Горнорабочий на маркшейдерских работах

Лист6 марк работы.dwg

Тюбинговое кольцо №142
Тюбинговое кольцо №143
Тюбинговое кольцо №179
Металлическая линейка
передачи высотной отметки при проходке ствола
Металлическая пластина на болтовом соединении
к нижней поверхности тюбинга.
Металлический кругляк с расклиниванием и цементированием.
II калийный горизонт
передачи координат с поверхности в подземную выработку
Маркшейдерские работы
гироскопического ориентирования на поверхности
гироскопического ориентирования в шахте
Схема примыкания способом
соединительного треугольника

5.Т О П О Г Е О Д Е З И Ч Е С К А Ч А С Т Ь.doc

5. Т О П О Г Е О Д Е З И Ч Е С К А Ч А С Т Ь.
1. Краткие исторические сведения о топографо-геодезической изученности района.
Указанный район в промышленном отношении осваивался достаточно давно. Известно что в ноябре 1977-1978 годах предприятием №5 ГУГиК была проложена полигонометрия 1 и 2 разрядов и нивелирование IV класса 4-го Солигорского калийного завода для обеспечения топографической съемки в масштабах 1:500 1:2000 1:5000 1:10000 1:25000.
Общая протяженность полигонометрии 1 разряда составляет 285342 км 2 разряда - 49488 км. Всего определено 772 пункта.
Угловые измерения выполнены теодолитом Т-2 тремя приемами Расстояния измерены светодальномером СМ-3 двумя приемами на трех частотах.
Средняя квадратическая ошибка измеренного угла из уравнивания и пределы колебаний относительных невязок по ходам получены следующие:
для полигонометрии 1 разряда -
За долгие годы освоения Старобинского месторождения ведение горных работ привело к серьёзным повреждениям пунктов основного геодезического обоснования поэтому требовалось периодически вести работы по восстановлению старых и постройке новых пунктов. Результатом работы проведённой силами центральных маркшейдерско-геодезичесих организаций и силами кадрового состава маркшейдерских отделов ПО "Беларуськалий" явилось создание опорной сети триангуляции и полигонометрии часть которой и подвергается геометрическому анализу в данной работе.
2. Описание существующих геодезических сетей.
Сеть триангуляции в пределах 2-го рудника включает в себя 2 пункта 3 класса ГГС 5 пунктов сети 4 класса а так же подходные пунктами полигонометрии 1 разряда которые послужили для ориентирования рудника через вертикальные стволы №12 5-го рудника.
Сеть триангуляции образует сеть треугольников в которой самая длинная имеет протяжённость 314612м самая короткая 42084м. Общая протяжённость хода составила 6248 км.
На пунктах триангуляции 3 класса Пиваши Жабино установлены простые сигналы. Простой сигнал – конструкция из двух независимых пространственных ферм (рисунок 5.1): внешней четырехгранной пирамиды (1) несущей визирную цель и площадку для наблюдателя; внутренней трехгранной пирамиды (2) несущей приборный столик для наблюдения (3).
– внешняя пирамида 2 – внутренняя пирамида 3 – столик для наблюдения
i-высота от центра пункта до столика.
Рис. 5.1. Простой сигнал
На пунктах триангуляции IV класса установлены металлические четырехгранные пирамиды . Высота пирамид 5–8м. Визирными целями являются мало-фазные визирные цилиндры.
– основные столбы 2 – горизонтальные связи 3 – болванка визирного цилиндра 4 – визирный цилиндр.
Рис. 5.2. Четырехгранная пирамида
Все перечисленные пункты закреплены центрами типа 3 (рис. 5.3.).
Центр типа 3 состоит из бетонного якоря и армированного пилона или асбоцементной трубы. В центре верхней части пилона на глубину 30см закладывают отрезок металлической трубы длиной 80см и диаметром 60мм. К верхнему срезу трубы приваривают диск марки. Нижняя часть трубы крепиться в пилоне двумя металлическими стержнями расположенными взаимно перпендикулярно. Труба должна быть покрыта антикоррозийным составом. При бурении скважины для закладки центра диаметром 50см высота цилиндрического якоря должна составлять 35см а глубина его закладки 65см ниже границы промерзания грунта. При диаметре бура 35см высота якоря увеличивается до 80см а глубина закладки до 1м ниже границы промерзания.
– металлическая труба 2 – армированный пилон 3 – граница промерзания грунта 4 – скобы.
Рис. 5.3. Центр пунктов триангуляции (тип 3)
Возле каждого пункта на расстоянии около 500м закладывают два ориентирных пункта для привязки. Центр типа 158 состоит из усеченной пирамиды с основанием 40 на 40 см высотой 20см верхним основанием 15 на15см с заделанной в него металлической трубой диаметром 3.6-60см и толщиной стенок не менее 03 см длина трубы 50см. К верхнему концу трубы приваривают марку. Марку располагают на 30 см ниже поверхности земли. На расстоянии 80 см от центра на глубину 60 см устанавливают опознавательный знак в виде металлической трубы диаметром 6см с якорем в виде металлической пластины размером 40 на 40 на 05см. Высота опознавательного знака над землей 60см.
-металлическая труба; 2-якорь
Рис. 5.4 Центр ориентирного пункта
Пункты триангуляции Комбинат1 Комбинат являются подходными пунктами полигонометрии 1 разряда.
Полигонометрия выполнена в виде замкнутого теодолитного хода пройденного от пунктов триангуляции IV класса для ориентирования рудника через вертикальный ствол №1 2РУ. Полигонометрия 1 разряда в районе 2РУ включает в себя 10 пунктов.
Средняя квадратическая ошибка измеренного угла из уравнивания и пределы
колебаний относительных невязок по ходам получены следующие:
для полигонометрии 1 разряда -пределы колебаний относительных невязок по ходам – 1:11000–1:600000.
Высотное обоснование.
Нивелирование выполнялось нивелирами НА-1и Н-3 использовались двусторонние шашечные трехметровые рейки с сантиметровыми делениями. На территории шахты использовались грунтовые и стенные реперы и пункты триангуляции и полигонометрии.
Центры типа 6гр представляющих собой металлическую трубу диаметром 60 мм и высотой 25-3м. В верхней части трубы приваривается марка с номером . Нижняя часть трубы зацементирована в бетонный монолит размером 04на04на02м. Центр заложен котлованным методом. Марка центра расположена ниже уровня земли на 02м. Около центра установлен бетонный опознавательный столб высотой 15м к верхней части столба прикреплена охранная табличка.
Центр типа №10 – металлическая труба диаметром 60мм и высотой 40-43м. К верху трубы приварена металлическая марка с номером к нижней части приварены металлические дисковые якоря. Центр заложен методом бурения.
Тип 162 (рис.5.6) грунтовый репер который состоит из металлической трубы с антикоррозийным покрытием или отрезка рельса. Диаметр трубы 6см толщина стенок не менее 03см. В верхнюю часть трубы зацементирована марка которая при закладке располагается на 50см ниже поверхности земли. Верхняя грань якоря расположена на 15 м ниже глубины наибольшего промерзания грунта.
Наружным оформлением репера являются канава и опознавательный столб (рис. 5.7) в виде железобетонного пилона с якорем который устанавливают в 80см от репера. К опознавательному столбу прикрепляют охранную пластину которая обращена в сторону репера.
Рис. 5.5 Грунтовый репер
Рис.5.6 Трубчатый опозновательный знак
3. Вставка подходного пункта Р многократной линейной засечкой с оценкой точности.
При строительстве горного предприятия выноса проектных размеров зданий и сооружений в натуру передачи координат и высотной отметки в шахту с дальнейшим развитием маркшейдерской опорной сети маркшейдерских работ на земной поверхности возникла необходимость во вставке геодезического пункта на территории промплощадки 5РУ.
Из имеющихся на территории Солигорского района триангуляционных пунктов выбираем три: Чижевичи (А) Сельцо (В) Пиваши (С)
Таблица 5.1. Исходные данные.
Измеренные расстояния
Находим веса Рi измеренных сторон:
Примем погрешность единицы веса равной
Тогда веса будут равны
Рi = 0002116 (табл.1)
Вычисляем предварительные координаты точки Р из треугольника АВР.
Р Р = -S22 + S21 + SAB
SAB = (XB – XA)2 + (YB – YA)2
X0P = XA + P cos AB + h sin AB
Y0P = YA + P sin AB - h cos AB
SAB = (7159776 – 6696316)2 + (8688526 – 8567602)2 = 478976 м
Р = -(6909112) + 5473332 + 4789762 =53900 м
h = 5473332 – 539002 = 544672 м
cos AB = 7159776 – 6696316 = 0967606
X0P = 6696316 + 53900 cos AB + 544672 sin AB = 6885980 м
Y0P = 8567602 + 53900 sin AB – 544672 cos AB = 8054182 м
Вычисляем длины сторон по предварительным координатам точки Р.
(Р-А)0 = S01 = (XA - X0P)2 + (YA - Y0P)2
(Р-B)0 = S02 = (XB - X0P)2 + (YB - Y0P)2
(Р-C)0 = S03 = (XC - X0P)2 + (YC - Y0P)2
Вычисляем коэффициенты условных уравнений “а” и “b” и свободные члены li.
ai = - Xi - X0P = - cos 0i
bi = - Yi - Y0P = - sin 0 i
Вычисления сведены в табл. 5.2.
Вычисляем коэффициенты и свободные члены нормального уравнения а также величину si = ai + bi + li (табл.5.3).
[Рaa] + [Рab] +[Рal] = 2021
[Рab] + [Рbb] +[Рbl] = 3620
Контроль: [Рaa] + [Рad] +[Рal] =[Рas]
[Рab] + [Рbb] +[Рbl] =[Рbs]
Решаем систему нормальных уравнений:
55x + 0507y + 0179 = 0
07x + 3039y + 0074 = 0
D = [Рaa] [Рbb] - [Рab]2 =3800
Dx = [Рab] [Рbl] - [Рbb] [Рal] = -0506
Dy = [Рab] [Рal] - [Рaa] [Рbl] = -0008
x = Dx = -0506 = - 0133 м
y = Dy = -0008 = - 0002 м
XP = X0P +x = 6885980 – 0133 = 6885847 м
YP = Y0P + y = 8054182 – 0002 = 8054180 м
Оценка точности положения подходного пункта Р.
1.Находим обратные веса уравненных координат:
= [Рbb] = 3039 = 0800
= [Рaa] = 1335 = 0342
2.Вычислим уравнение длин сторон и поправки i к измеренным (табл.5.4.).
i = Si ур – S`i изм
3.Находим погрешность единицы веса.
= [P] = 0002131 = +0046 м
где r - число избыточных измерений r = 1.
4.Находим погрешность положения пункта Р.
Погрешность абсциссы:
Погрешность ординаты:
m2y = 2 = 0002131 my = + 0027 м.
Погрешность положения пункта Р:
p = m2x + m2y = 0049 м.
Относительная погрешность для самой короткой стороны S1:
Точность положения вставляемого пункта соответствует полигонометрической сети 1-го разряда.

Плакат№5 Геодезия.dwg

Вставка подходного пункта Р многократной линейной засечкой с оценкой точности.
S - длины сторон по предварительным координатам точки Р
- коэффициенты условных уравнений и свободные члены
План Геодезической сети на территории 2 РУ ПО "Беларуськалий" 1:10000
Условные обазначения:
сторона триангуляции 4 класса
сторона триангуляции 3 класса
сторона полигонометрии 1 разряда
нивелирование IV класса

Рецен. на диплом.doc

Специальная часть: Маркшейдерские работы при проходке армировании и профилировании вертикального шахтного ствола
Фамилия имя отчество студента: Коледа Юлия Викторовна
Специальность: 130402
Дипломный проект выполнен в соответствии с заданием и представлен пояснительной запиской с необходимыми таблицами и рисунками и графической частью на 7 листах.
В пояснительной записке с необходимой полнотой отражены вопросы поставленные заданием на проектирование технические решения обоснованы необходимыми расчетами.
В дипломном проекте который выполнен на реальную тему соответствует предъявляемым требованиям обстоятельно изложена горно-технологическая часть выбран оптимальный вариант вскрытия шахтного поля и уделено достаточно внимания технологии и механизации горных работ.
В разделе электромеханической части правильно выбрано и рассчитано оборудование очистных и подготовительных забоев.
Специальная часть проекта посвящена «Маркшейдерским работам при проходке армировании и профилировании вертикального шахтного ствола» выполнена в полном объеме и соответствует выбранной теме.
Графическая часть соответствует нормативно-технической документации. Текстовая и графическая части выполнены с применением компьютерных средств.
В целом дипломный проект Коледа Ю.В. заслуживает оценки отлично и свидетельствует о том что автор глубоко и технически грамотно решает задачи горного производства и заслуживает присвоения квалификации горного инженера по специальности маркшейдерское дело.
Фамилия Имя Отчество рецензента Павлыш Дмитрий Александрович
Место работы и должность рецензента Главный маркшейдер рудника 4
« 19 » января 2011 г.

начало.doc

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
Государственное образовательное учреждение высшего и
профессионального образования
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ
Горно-нефтяной факультет
Кафедра «Маркшейдерского дело и геодезия»
РАСЧЁТНО-ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
К ДИПЛОМНОМУ ПРОЕКТУ
Тема дипломного проекта
Консультант по безопасности и
Допустить дипломный проект к защите в
Государственной экзаменационной комиссии
ПО ДИПЛОМНОМУ ПРОЕКТУОГЛАВЛЕНИЕ
ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 7
1.Общие сведения о месторождения 7
2.Геологическое строение месторождения ..9
5.Газоносность пород газодинамические явления геологические нарушения опасные по выбросам соли и газа . 13
6.Расслопроявления ..13
7.Калиеностность .13
8.Подсчет запасов полезного ископаемого 18
ГОРНОТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ 19
1. Режим работы рудника обоснование его проектной мощности ..19
2. Вскрытие и подготовка шахтного поля ..19
3. Технико –экономическое сравнение вариантов вскрытия шахтного поля .22
4. Размещение и проходка стволов .26
5. Характеристики вскрывающих выработок .27
7. Подготовка шахтного поля ..27
8. Технология и механизация очистных работ ..30
9 Буровзрывные и вспомогательные работы ..37
10. Вентиляция горных выработок ..37
11. Подземный транспорт .38
БЕЗОПАСНОСТЬ И ЭКОЛОГИЧНОСТЬ ПРИНИМАЕМЫХ ПРОЕКТНЫХ РЕШЕНИЙ 41
1 Анализ опасных и вредных факторов .41
2. Организация работ по технике безопасности промсанитории и охране труда .42
3. Мероприятия по производственной санитарии 45
4. Противопожарная защита .46
5. План ликвидации аварии ..47
6. Охрана окружающей среды охрана недр и рациональное использование
природных ресурсов 49
ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ ..54
1. Режим работы предприятия работающих и оборудования .54
2. Расчет фонда заработной платы ..56
3. Капитальные затраты 62
4. Себестоимость производственной продукции 65
5. Основные технико-экономические показатели ..67
ТОПО – ГЕОДЕЗИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ .70
1 Краткие сведения о топографо-геодезической изученности района 70
2 Описание существующих геодезических сетей .70
3 Вставка подходного пункта Р многократной линейной засечкой с оценкой точности 76
МАРКШЕЙДЕРСКАЯ ЧАСТЬ 80
1. Подземные опорные маркшейдерские сети .80
2. Подземные маркшейдерские съемочные сети ..90
3. Съемочные работы ..91
4. Документация ..93
5. Маркшейдерский учет движения запасов полезного ископаемого 101
6. Методика определения числа работников маркшейдерской службы горного предприятия 109
СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ .111
« Маркшейдерские работы при проходке армировании (креплении) и профилировании вертикального ствола шахты»
1 Вынос в натуру центра и осей ствола шахты ..111
2 Маркшейдерские работы при проходке и креплении вертикального ствола шахты 113
3. Маркшейдерские работы при армировании ствола шахты ..116
4. Ориентирно-соединительные съемки 118
5. Применение профилографа СПШ для профилировки стволов 124
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК 134
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
«Процессы подземных горных работ» Бурчаков А.С. Гринько Н.К. Черняк Л.И М. «Недра» 1982г.
«Моделирование на ЭВМ процессов разработки пологих пластов» СПГГИ (ТУ) 1982г.
Технологические схемы очистной выемки калийных пластов Старобинского месторождения столбовой системой разработки. БФ ВНИИГ Солигорск1984-23 с.
Инструкция по производству маркшейдерских работ СПб ЦОТПБСП 2003г
«Технология строительства горных предприятий» В.В.Смирняков В.И.Вихарев В.И.Очкуров Москва « Недра»1989
«Геодезия. Маркшейдерское дело» Борщ-Компониец В.И. М. «Недра» 1989г.
«Геодезия. Маркшейдерское дело» Борщ-Компониец В.И. Навитний А.М. Кныш Г.М. М. «Недра» 1989г.
«Проектирование и реконструкция подземных опорных маркшейдерских сетей» Зверевич В.В. Леонов А.С.СПб 1991г.
«Вентиляция шахт и рудников». Синопальников К.Г. Смирняков В.В. Хохлов И.А.СПб 2003г.
«Экономическое обоснование организационно-технических решений дипломного проекта» Куклина Е.А. Гусева Н.Г. СПб 2003г.

7Спец.doc

7. С П Е Ц И А Л Ь Н А Я Ч А С Т Ь.
1. Вынос в натуру центра и осей ствола шахты.
Разбивка центра и осей ствола шахты. Построение пунктов опорной разбивочной сети
Центр и оси шахтного ствола. Осями вертикального шахтного ствола называют две горизонтальные прямые одна из которых параллельна а другая перпендикулярна к основным несущим расстрелам этого ствола. Оси ствола пересекаются в точке называемой центром ствола и являются осями симметрии его горизонтального сечения.
Осью подъема вертикального шахтного ствола называют горизонтальную прямую проходящую через точку именуемую центром подъема перпендикулярно к оси главного вала подъемной машины. Под центром подъема понимают точку равно делящую расстояние между осями ниспадающих канатов подъемных сосудов.
Главной осью наклонного шахтного ствола называется прямая направленная по падению ствола и совпадающая с осью симметрии его горизонтального сечения. Вторая ось наклонного ствола перпендикулярна к первой и проходит через условную точку центра ствола которая задается в проекте.
Осью подъема наклонного шахтного ствола является прямая параллельна главной оси ствола и совпадающая с осью одноколейного пути или серединой расстояния между осями двухколейного пути в стволе.
Вначале строительства шахты маркшейдер на основании проектных данных указывает в натуре и закрепляет центр ствола и его оси. Оси ствола закрепленные на поверхности играют важную роль при решении многих маркшейдерских задач как в процессе строительства шахты так и при ее эксплуатации. От этих осей ведется разбивка всех сооружений на поверхности шахты установка и проверка подъемного комплекса (копер шкивы подъемная машина) армирование ствола рассечка околоствольного двора и т.д.
Место заложения шахтного ствола при проектировании выбирают с учетом горно-геологических факторов и рельефа местности. Направление осей ствола обусловливается в основном элементами залегания полезного ископаемого.
Точность разбивки в натуре центра ствола устанавливают в зависимости от точности данных на основании которых выбирают место заложения ствола. Если учитывать только точность связанную с геологическими факторами то смещение центра шахтного ствола а следовательно и всех сооружений проекта на несколько метров не имело бы какого-либо практического значения. Однако существенное значение при выборе места заложения ствола имеет рельеф поверхности. Подъездные пути и основные сооружения на поверхности проектируются с учетом рельефа поверхности и их положение точно согласуется с положением осей ствола. Поэтому отклонение фактического положения центра ствола от проектного вызывает отклонение и всех предусмотренных проектом объектов что нарушает соотношение запроектированных сооружений и рельефа поверхности.
Критерием необходимой точности разбивки центра шахтного ствола может служить точность графического проектирования которая зависит от масштаба топографического плана. Расхождение в положении центра ствола шахты на местности при двукратном определении не должно превышать 05 м.
Угловая погрешность разбивки главной оси ствола не должна превышать ±3 вторая ось ствола должна быть разбита перпендикулярно к первой оси с погрешностью не превышающей ±45. Эти погрешности даны относительно существующих пунктов геодезической основы с которых производилось определение координат центра и дирекционного угла оси ствола.
Указанные выше погрешности могут быть допущены только в том случае если ствол шахты закладывается на незастроенном участке со спокойным рельефом и при отсутствии подземных горных выработок и технологического комплекса на поверхности.
Для ствола располагаемого над горными выработками или связанного общим технологическим комплексом и околоствольными дворами с существующим или ранее вынесенным стволом средняя погрешность перенесения в натуру центра ствола не должна превышать ±01 м а угловая погрешность разбивки первой оси ±130.
В этом случае перенос центра и разбивку осей ствола надлежит производить с пунктов геодезической основы использованных при ориентировании подземных маркшейдерских съемок или с осевых пунктов существующего ствола шахты.
Перед выноской в натуру центра ствола шахты и его осей составляют проектный полигон от пунктов геодезической основы до места заложения ствола. С проектного полигона графически определяют его углы и длину сторон. Последний пункт проектного полигона выбирают таким образом чтобы расстояние от него до центра ствола было не более длины мерного прибора. По элементам проектного полигона в натуру выносят и закрепляют постоянными знаками его вершины. Затем производят теодолитную съемку повышенной точности и вычисляют координаты пункта II.
В целях контроля выноска в натуру центра ствола полярным способом должна быть произведена не менее чем с двух опорных пунктов а способом угловой засечки – не менее чем с трех направлений. Вынесенный центр ствола достаточно закрепить временным знаком использовав для этого отрезок газовой трубы или толстый деревянный кол.
Положение осей ствола определяется дирекционным углом заданным в проекте. После вычисления по разности дирекционных углов оси ствола а и исходного направления (ОII) угол направления откладывают теодолитом установленным в точке О центра ствола.
Положение каждой оси ствола должно быть закреплено в натуре осевыми пунктами не менее чем по три штуки на каждом конце. При выборе места закладки осевых пунктов исходят из следующих соображений:
А) осевые пункты должны быть заложены в таких местах где не будут возводиться временные или постоянные сооружения и не будут производить земляные работы (не менее двух пунктов следует закреплять за границами промплощадки);
Б) между осевыми пунктами должна быть обеспечена взаимная видимость;
В) расстояние между осевыми пунктами должно быть не менее 10 м;
Г) с одного из пунктов находящихся за зданием подъемной машины должны быть видны подшкивная площадка копра и направляющие шкивы.
Для составления проекта расположения осевых пунктов на листе ватмана по координатам наносят центр ствола направление его осей и имеющиеся точки геодезической основы. С генерального плана и строительного генерального плана наносят запроектированные постоянные и временные сооружения а также подземную коммуникацию. На полученном совмещенном плане проектируют расположение осевых пунктов с учетом их сохранности на протяжении всего срока службы шахты и пунктов опорной разбивочной сети. По этому плану определяют расстояние от центра ствола до места закладки каждого пункта. Откладывают эти расстояния по визирному лучу теодолита определяющему направление оси закрепляют его временными знаками (кольями) которые затем заменяют постоянными. Перед рытьем ям для центрирования постоянных знаков делают обноску на которую выносят временный центр.
После рытья котлованов устанавливают бетонные центры обеспечивающие их длительную сохранность.
На эти центры выносят оси ствола теодолитом установленным в центре ствола. Осевые точки на пилонах накерняются а затем просверливаются отверстия диаметром 15-2 мм глубиной до 7 мм в которые запрессовывается медная проволока. Зачастую осевые пункты закрепляются в наружных стенках зданий.
После закрепления центра ствола и осевых пунктов должна быть произведена их съемка по точности соответствующей полигонометрии 2 разряда и вычислены координаты. По мере завершения строительства постоянных зданий и сооружений на промплощадке оси ствола дополнительно закрепляются центрами и марками в фундаментах металлоконструкциях в стенах и на крышах зданий.
2. Маркшейдерские работы при проходке и креплении вертикального ствола шахты.
Работы по проходке устьев вертикальных стволов шахты начинают с укладки рамы-шаблона предназначенной для обозначения контура сечения устья ствола в натуре контроля за ним в процессе проходки а также для подвески первого кольца временной крепи. Раму-шаблон изготовляют из деревянных или металлических балок с диагональными связями по углам и после проверки соответствия ее размеров проектным намечают на поверхности рамы точки a b c d расположенные на проектных осях ствола. Затем раму укладывают на столбовых фундаментах центрируя относительно осей ствола обозначенных в натуре с помощью отвесов опущенных с проволок натянутых между осевыми пунктами. Горизонтальность установки рамы-шаблона проверяют посредством нивелира и рейки.
Контроль за вертикальностью проходки первого звена соблюдением проектного сечения ствола вчерне и в свету осуществляется от временного проходческого центрального отвеса точка подвеса которого намечается маркшейдером на раме-шаблоне путем промеров радиусов шаблоном или рулеткой и сличением их с проектными.
По мере проходки устья стенки закрепляют металлическими швеллерными кольцами которые подвешиваются на стальных крючьях z-образной формы. Кольца устанавливают по уровню и отвесу в устойчивых породах через 1 м в слабых – через 05-06 м и затягивают затяжками.
После того как ствол пройден до первого опорного венца маркшейдер проверяет горизонтальность кольцевого вруба для опорного венца путем систематических промеров рулеткой вертикальных расстояний h от края рамы-шаблона до подошвы вруба. После укладки брусьев кругового поддона собирают опалубку. Горизонтальность кружальных ребер проверяют с помощью накладного или водяного уровня или путем промеров расстояния hR от рамы-шаблона. Правильность установки кружальных ребер в плане относительно центра ствола проверяют измерением радиусов r от временного центрального отвеса до внешней поверхности опалубки. Постоянную крепь устья возводят после сооружения опорного венца снизу вверх. Закрепив первое звено постоянной крепью в шейке ствола бетонируют четыре осевые скобы по две на каждой оси. Положение осей переносят на скобы с помощью теодолита установленного на ближайшем к стволу грунтовом осевом пункте или с помощью отвесов опущенных с проволок натянутых между осевыми пунктами. Смещение рисок на скобах относительно осей ствола не должно превышать 2 мм. Осевые риски на скобах следует зачеканивать медной проволокой. Оси ствола на скобы переносятся независимо дважды разность между ними не должна превышать 5 мм.
В верхней части крепи устья ствола оставляют гнезда (проемы) для подкопровой рамы закладывают анкерные болты или оставляют колодцы и гнезда для укрепления постоянного копра. Маркшейдер должен особенно тщательно проверить соответствие гнезд анкерных болтов проектным. После окончания крепления верхней части устья ствола раму-шаблон заменяют основной проходческой (нулевой) рамой которая служит для проходки ствола на всю его глубину. Центрирование рамы ведется по осям ствола а горизонтальность проверяется нивелиром и нивелирной рейкой.
Смещение осей проходческой рамы относительно проектного положения не должно превышать ±5 мм отклонение отметки проходческой рамы от проектного положения не должно превышать ±50 мм а разность отметок между точками опоры разгрузочного станка не должна быть более 5 мм.
Для контроля проходки и постоянного ориентирования в стволе следует иметь геометрическую основу в виде системы отвесов от которых производятся все маркшейдерские измерения в стволе. Число отвесов опускаемых в ствол должно быть возможно меньшим. Их расположение зависит от формы поперечного сечения ствола и размещения в нем проходческого оборудования.
При круглом сечении ствола применяют центральный проходческий отвес и два (реже четыре) осевых. Для центрального отвеса обычно предусматривают специальное место в основной проходческой раме.
При прямоугольном сечении ствола опускают четыре угловых отвеса на расстоянии 20-30 см от стенок ствола. Для закрепления отвесов на четырех углах основной проходческой рамы прибивают скобы на которых намечают точки спуска отвесов.
При овальном сечении ствола опускают четыре отвеса из которых два располагают на малой оси а два других – на большой оси вблизи стенок ствола.
Проходческие отвесы аналогичны отвесам применяемым при ориентировании шахт. Массу выбирают в зависимости от глубины ствола (30-150 кг). Для подвешивания груза используется стальной трос нераскручивающейся свивки диаметром 2-5 мм. Запас прочности должен быть пятикратным. Длина троса должна быть на 30-50 м больше всей проектной глубины ствола. Лебедки отвесов должны иметь тормозные устройства и приспособления для закрепления отвеса на любой глубине. После окончательного закрепления отвесов должны быть измерены расстояния между ними компарированной рулеткой и произведена привязка к осевым пунктам.
Прежде чем пользоваться отвесом необходимо проверить правильность его закрепления в точке подвеса и убедиться в отсутствии касания к стенкам ствола или проходческому оборудованию путем непосредственного осмотра положения отвеса в стволе по всей его длине опусканием “почты” и сличением расстояний между отвесами в устье ствола и в забое.
В процессе проходки ствола положение отвесов систематически (не реже одного раза в месяц) контролируют путем измерения расстояния от осей ствола до отвесов. По мере углубления ствола приходится удлинять проволоки отвесов. Переносить точки закрепления отвесов в стволе по мере его углубления можно только для осевых отвесов. Центральный отвес закрепляется с расчетом спуска на всю длину ствола и точка закрепления его не переносится.
На выбранном горизонте симметрично относительно отвеса в крепи ствола бетонируется скоба из уголкового профиля. Горизонтальные полочки скобы имеют продольные вырезы. На полочки накладывают планку имеющую в центре круглое отверстие в которое пропускают трос отвеса.
После того как отвес успокоится планку устанавливают так чтобы трос находился в центре отверстия. Планку закрепляют болтами к скобе. Затем на проволоку надевают втулку внешний диаметр которой равен отверстию планки а внутреннее отверстие немного больше диаметра троса. Пропустив втулку в отверстие планки снизу закрепляют ее гайкой.
Разметку шнуров в забое выполняют от центра ствола (центрального отвеса) который обозначают в натуре неглубоким шпуром. В этот шпур вставляют втулку кругового шаблона к которой прикреплен диск с отверстиями указывающими направления радиусов разметки шпуров. Во втулку вставляют ось телескопической штанги с метками обозначающими расстояние шпуров от центра ствола. В штанге имеется отверстие через которое вставляют фиксатор в отверстие диска закрепляя заданную ориентировку штанги. Шаблон обеспечивает разметку шпуров на забое с точностью ±50 мм. Расположение шпуров направление и глубину их маркшейдер проверяет выборочно. Особое внимание нужно уделять оконтуривающим шпурам смещение которых по окружности не должно превышать ±50 мм а по радиусу ±30 мм.
Правильность разделки породных стенок ствола (сечение вчерне) проверяется маркшейдером через 6-8 м проходки результаты фиксируются в журнале проходке. Технический надзор проверяет сечение ствола через один-два технологических цикла.
Проверка ведется от центрального проходческого отвеса путем измерения радиусов по восьми направлениям данного сечения.
Постоянная крепь вертикальных стволов в обычных условиях возводится из монолитного быстротвердеющего бетона с помощью подвижной металлической опалубки. Подвижную металлическую опалубку устанавливает проходческая бригада симметрично относительно центрального проходческого отвеса. Вертикальная ось опалубки не должна отклоняться от среднего положения отвеса более чем на ±20 мм. Положение опалубки относительно центрального отвеса следует проверять не менее чем в восьми точках по периметру. Горизонтальность опалубки проверяется шланговым нивелиром с установкой цилиндров на кружальных ребрах. Погрешности измерений в горизонтальной и вертикальной плоскостях не должны превышать ±10 мм. Положение опалубки проверяется систематически сменным надзором и выборочно маркшейдером не реже чем через 3-4 цикла подвигания опалубки.
Контрольные измерения при возведении крепи первого звена производят так же как и при возведении крепи первого звена. Разбивку врубов под опорные венцы и проверку установки опалубки выполняют от высотных реперов закладываемых в стенках вышележащего венца.
Стенки ствола бетонируют только после того как опалубка проверена и надежно закреплена. Через каждые 4-5 м производят измерения от центрального отвеса до стенок ствола. Наиболее тщательно должны быть проверены те места где по проекту подъемные сосуды ближе всего подходят к стенкам ствола.
При креплении ствола тюбингами особо важное значение приобретает точность установки основных (опорных) венцов. При этом должны соблюдаться следующие условия: плоскость кольца должна быть горизонтальна венец должен быть расположен на предусмотренном проектом расстоянии от вышележащего основного венца центр кольца должен совпадать с осью центрального отвеса. Негоризонтальность установки тюбингов опорного венца может вызвать значительные отклонения от вертикали укладываемых от него тюбингов последующих колец. Так при предельном отклонении замыкающих колец от их вертикального положения равном 1 см при высоте звена 30 м и диаметре сечения ствола 6 м разность отметок противоположных точек периметра опорного венца не должна превышать 2 мм.
При установке основного венца весьма важно соблюдать проектную высоту звена с тем чтобы при укладке замыкающее кольцо точно подошло к верхнему основному звену.
При установке металлической тюбинговой крепи применяют рейку-шаблон с помощью которой определяется расстояние от тюбингового кольца до осевого отвеса.
Первое тюбинговое кольцо и кольца опорных башмаков при креплении железобетонными тюбингами должны устанавливаться с соблюдением следующих требований:
а) расстояния от центра ствола до внутренних граней тюбингов должны соответствовать проекту с точностью ±20 мм;
б) тюбинговое кольцо должно быть ориентировано по отношению к осям ствола в соответствии с чертежом привязки тюбингового кольца к расстрелам с точностью ±30 мм;
в) горизонтальные грани тюбингового кольца по всему периметру должны находиться на одинаковой отметке отклонение диаметральных точек периметра не должно превышать ±10 мм.
Следует строго следить за тем чтобы вертикальные стыки тюбингов на кольцах располагались по отвесной линии. Для этого могут быть использованы осевые проходческие отвесы.
Для определения глубины пройденной части ствола в постоянной крепи стенок ствола закладывают реперы (надежнее их закладывать в опорных башмаках крепи). Места для закладки реперов по периметру сечения выбирают так чтобы был обеспечен к ним доступ для измерений. В качестве реперов могут быть использованы скобы закрепляющие осевые проходческие отвесы. У каждого репера должна быть прибита алюминиевая пластинка с номером. Высотные отметки реперов определяют путем передачи отметок стальной рулеткой от верхнего яруса реперов на нижний.
При значительной глубине ствола во избежание накоплений погрешностей от последовательной передачи высотных отметок определяют высотные отметки контрольных реперов непосредственно от репера заложенного у устья ствола на поверхности. Для этого используют длиномер ДА – 2 или длинную стальную ленту. Контрольные реперы служат исходными при рассечке околоствольного двора и при других ответственных разбивках.
Для определения глубины пройденного ствола и объема вынутой породы используют маркшейдерские измерения производимые от реперов. Всего производят три-четыре промера глубины до точек забоя симметрично расположенных по периметру сечения. За окончательное подвигание забоя принимают среднее арифметическое значение из произведенных измерений с точностью до 01 м.
В процессе крепления ствола измеряют фактическую толщину стенок постоянной крепи места вывалов пород и способ их забутовки трещины и другие проявления деформации крепи.
Маркшейдерская документация при проходке и креплении ствола.
Результаты маркшейдерской съемки и измерений при проходке ствола заносят в “Журнал проходки ствола” который регулярно пополняет маркшейдер шахты.
На первой странице журнала вычерчивают проектное сечение в масштабе 1:50 с указанием основных размеров ствола расположения армировки и постоянных подъемных сосудов линии вертикального разреза по которой ведут журнал условные обозначения горных пород и материалов крепи ствола.
На второй странице журнала помещают основные данные о проходке ствола взятые из технического проекта шахты.
Начиная с третьей страницы в журнале вычерчивают вертикальный разрез в масштабе 1:100 по оси ствола совпадающей с линией падения горных пород (на левом развороте листа) и эскизы деталей ствола на правом развороте листа.
Первые две графы на левом развороте листа заполняют сразу на всю глубину ствола по данным контрольной скважины или другим геологическим материалам. Во второй графе левой страницы журнала вычерчивают подробный вертикальный разрез по стволу. В третьей части левой страницы журнала записывают необходимые пояснения к разрезу и приводят описание пересеченных горных пород. В этой же части журнала записывают элементы залегания пересеченных пород а также сведения о притоке воды.
Правый разворот листа отводится для эскизов и примечаний к разрезу. Каждый эскиз должен иметь указания о глубине его сечения и надлежащим образом ориентирован.
Данные о горных породах встречающихся при проходке ствола получают в результате геологической съемки которую производят до установки временной крепи. Углы простирания и падения плоскостей напластования горных пород определяют непосредственным их измерением горным компасом или путем графических построений. При наличии смещений определяют элементы залегания сместителя (глубину мощность углы простирания и падения) и производят необходимые зарисовки.
Приток воды при проходке ствола обычно определяют измерением уровня воды пользуясь специально устанавливаемой для этой цели рейкой. Зная площадь поперечного сечения заполняемой водой выработки и высоту заполнения по разности отсчетов по рейке определяют объем заполнения за определенный промежуток времени. Приток воды может быть определен также по фактической производительности и времени работы насоса используемого для откачки.
3. Маркшейдерские работы при армировании ствола шахты.
Под армированием ствола шахты понимают работы по установке в нем расстрелов проводников опор лестничных отделений и трубопроводов.
При строительстве шахт армирование стволов производится как после полной их проходки по последовательной параллельной и совмещенной схемам так и одновременно с проходкой стволов.
При установке расстрелов должны быть обеспечены следующие требования: 1) расстрелы данного яруса должны быть установлены в плане в строгом соответствии с размерами предусмотренными проектом; 2) все одноименные расстрелы должны лежать в одной вертикальной плоскости; 3) они должны быть установлены горизонтально на заданном в проекте расстоянии между ярусами.
Маркшейдерские работы при армировании ствола состоят в обозначении в натуре мест установки расстрелов и навески проводников и контроле правильности их установки.
Геометрической основой при армировании ствола являются армировочные отвесы. Оптимальное их число определяется в зависимости от технологической схемы армирования расположения элементов армировки и размещения подвесного и монтажного оборудования в стволе.
До производства армирования ствола составляется проект производства маркшейдерских работ: составляются проект расположения и закрепления армировочных отвесов с указанием расстояний между ними и до контролируемых элементов армировки эскизы конструкций шаблонов; определяются точность их изготовления проект установки контрольного яруса расстрелов способ подвески армировочных отвесов на контрольном ярусе.
Взаимное расположение отвесов в каждом конкретном случае выбирают с таким расчетом чтобы можно было обеспечить соответствующую точность установки всех элементов яруса армировки.
В зависимости от принятой схемы армирования ствола отвесы располагают вблизи лежек при последовательной схеме или смещают вдоль расстрела так чтобы не затруднять навеску проводников при совмещенной схеме. Все отвесы располагают на одинаковых расстояниях в 50-100 мм от проектного положения полки расстрела.
При определении числа армировочных отвесов и выборе места их расположения рекомендуется исходить из следующего:
а) отвесы должны быть опущены с учетом расположения подвесного и монтажного оборудования;
б) отвесы должны быть расположены вблизи лежек или около соединения расстрелов;
в) центральный несущий расстрел устанавливается по двум отвесам;
г) группа вспомогательных расстрелов может быть установлена от одного отвеса;
д) расстрелы параллельные центральному несущему устанавливаются по одному отвесу и шаблону;
е) установку расстрелов расстояние между которыми более 2 м производят по двум отвесам каждый;
ж) если группа расстрелов расположенная перпендикулярно к центральному включает четыре и более расстрела то отвесы располагают по два у крайних расстрелов остальные устанавливаются по шаблону.
По принятой схеме расположения отвесов определяются число и конструкции шаблонов.
Перед началом армировочных работ элементы армировки каждого яруса должны быть тщательно проверены на контрольном стенде который имитирует ярус армировки на специальном бетонном основании возле ствола.
Расстрелы первого контрольного яруса в плане устанавливают от отвесов опущенных с проволок натянутых по осям ствола между осевыми скобами закрепленными в шейке ствола. Положение осей на осевых скобах закрепленных в устье ствола должно быть предварительно проверено при помощи теодолита с грунтовых осевых пунктов с которых производилась их выноска на скобы.
Правильность укладки расстрелов первого яруса в плане контролируют измерениями от отвесов до расстрелов. Правильность укладки расстрелов по высоте контролируют сперва накладным уровнем а затем при помощи нивелира и рейки от репера заложенного у устья ствола. Уложенные расстрелы расклинивают и повторно проверяют. Только после этого лунки заливают бетоном. После схватывания бетона вновь контролируют положение расстрелов и составляют соответствующий акт.
Смещение осей расстрелов контрольного яруса в горизонтальной плоскости не допускается более чем на ±3 мм разность отметок концов расстрелов не должна превышать 5 мм отклонение поперечных осей расстрелов от горизонтального положения не должно быть более чем на ±20.
Для дальнейшего армирования в ствол должны быть опущены отвесы в соответствии с их положением обусловленным проектом. Точки подвеса армировочных отвесов закрепляют на расстрелах контрольного яруса с помощью кронштейнов или приваренных металлических пластин.
После закрепления точек подвеса следует определить координаты армировочных отвесов и измерить расстояние между ними. По результатам этих измерений положение армировочных отвесов наносят на проект армирования и указывают действительные размеры от отвесов до элементов армировки и расстояния между отвесами. Отклонения расстояний измеренных в натуре от проектных не должны превышать ±2 мм.
Отвесы опускают на всю глубину ствола и внизу закрепляют кронштейнами (ограничителями) прикрепленными к балке специально для этого заделанной в стволе. Определение неотклоненного положения отвеса на горизонте околоствольного двора должно производиться с точностью ±5 мм.
После закрепления нижних концов отвесов для контроля измеряют расстояние между ними а с маркшейдерских точек закрепленных в околоствольном дворе производят их съемку полярным способом что в дальнейшем дает возможность судить о неизменности их положения при повторной съемке.
При скорости воздушной струи на сопряжениях ствола с околоствольными выработками от 1 до 5 мс рекомендуется применять для отвесов проволоку или трос диаметром 20-25 мм с концевой нагрузкой 200-250 кг.
В процессе армирования чтобы уменьшить вибрацию отвесов точки их подвеса через 30-100 м переносят вниз с помощью кронштейнов.
После закрепления ограничителей измеряются расстояния между всеми отвесами на горизонте установки ограничителей колебаний. Измеренные расстояния не должны отличаться от соответствующих расстояний между отвесами на контрольном ярусе более чем на ±5 мм.
Расстрелы всех последующих ярусов устанавливаются с помощью отвесов и шаблонов. Расстояние между ярусами расстрелов по высоте контролируют шаблонами. При армировании стволов прямоугольного сечения расстрелы укладывают так же как и при армировании стволов круглого сечения.
Оперативный маркшейдерский контроль армирования ствола выполняется не реже чем через три-четыре яруса расстрелов.
Контроль за правильностью установленных в стволе расстрелов сводится к проверке расстояний между ярусами расстрелов по вертикали горизонтальности каждого расстрела в ярусе положения расстрелов относительно осей ствола положения вырезов (лежек) на расстрелах для установки проводников и мест соединения с другими расстрелами.
Отклонение фактических расстояний между ярусами расстрелов от проектных не должно превышать ±15 мм при металлических проводниках и ±50 мм – при деревянных.
Превышение между концами расстрела не должно быть более 200 длины расстрела. Отклонения положения расстрелов относительно армировочных отвесов на горизонте установки и на контрольном ярусе не должны отличаться более чем на ±5 мм для металлической армировки и ±10 мм – для деревянной.
После установки расстрелов в стволе приступают к навеске проводников. При металлической армировке ствола когда к расстрелам заранее приварены лежки проводники навешивают без участия маркшейдера. При деревянной и смешанной армировке навеска проводников контролируется с помощью отвесов и шаблонов.
По окончании армирования ствола маркшейдер производит профилирование расстрелов и проводников.
4. Ориентирно-соединительные съемки
Ориентирно-соединительная съемка имеет своей целью осуществление геометрической связи плановых съемок на земной поверхности и в подземных горных выработках. В результате выполнения ориентирно-соединительной съемки должны быть получены: а) координаты х и у начального пункта подземной опорной сети; б) дирекционный угол начальной стороны. Нахождение координат называют центрированием подземной опорной сети а определение дирекционного угла – ее ориентированием.
Ориентирно-соединительная съемка является также необходимой частью ряда ответственных задач решаемых маркшейдером шахты. К ним относятся проведение встречными забоями горной выработки между двумя шахтами проведение капитальных горных выработок (околоствольный двор квершлаги и пр.) по имеющемуся проекту; согласованное расположение подземных и поверхностных сооружений подъемного комплекса; заложение на поверхности земли шурфов или скважин которые должны пересечь горные выработки в заданном месте.
Из двух элементов определяемых в результате соединительной съемки большей тщательности требует определение дирекционного угла.
Это нашло отражение в «Технической инструкции по производству маркшейдерских работ» которая установила допуски на ориентирно-соединительную съемку раздельно для ориентирования и центрирования подземной опорной сети. Ориентирование должно выполняться с такой точностью чтобы разность двух независимых определений дирекционного угла стороны не превышала 3. Разность двух независимых определений положения начального пункта при центрировании сети через вертикальную выработку не должна превышать 5 см.
В качестве исходных для производства ориентирно-соединительной съемки принимаются подходные пункты на поверхности принадлежащие к аналитическим сетям или полигонометрии не ниже 1 разряда.
В зависимости от способа соединения подземных выработок с поверхностью (способа вскрытия месторождения) различают три основных случая ориентирно-соединительной съемки: 1) через штольню или наклонный ствол; 2) через один вертикальный ствол; 3) через два вертикальных ствола соединенных подземными выработками. В первом случае соединительную съемку осуществляют путем прокладки в шахту обычного теодолитного хода. Второй и третий случаи требуют специальных приемов.
При соединительной съемке через вертикальные выработки ориентирование и центрирование осуществляется совместно или раздельно причем каждая из этих задач может решаться геометрическим или физическим методами.
Центрирование на современном этапе осуществляется геометрическим способом с помощью отвесов опускаемых в ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол включает: 1) проектирование двух точек с поверхности в шахту; 2) примыкание к этим точкам на поверхности и к их проекциям на горизонте горных работ; 3) вычисления.
Проектирование осуществляется с помощью двух отвесов опускаемых в ствол. Благодаря вертикальному положению отвесов их координаты х и у на поверхности (точки А и В) и в шахте (точки А1 и В1) а также дирекционные углы створа отвесов αАВ и αА1В1 совпадают. Тем самым точки А и В и направление АВ оказываются спроектированными с поверхности на горизонт горных работ.
Примыкание к отвесам на поверхности заключается в производстве угловых и линейных измерений которые позволяют от известных пунктов С и D найти координаты хА уА хВ уВ отвесов на поверхности и дирекционный угол их створа αАВ. Соответственно примыкание к отвесам на горизонте горных работ – это измерения позволяющие по найденным координатам хА1 уА1 хВ1 уВ1 отвесов в шахте и дирекционному углу их створа αА1В1 определить координаты хС1 уС1 начального пункта и дирекционный угол αС1D1 начальной стороны подземной опорной сети.
Проектирование точек с поверхности на горизонт горных работ с помощью отвесов.
Для осуществления проектирования с помощью отвесов необходимы: ручные лебедки для спуска-подъема отвесов блоки для направления отвесов в шахту центрировочные пластинки стальная проволока грузы успокоитель.
Лебедки на которые намотаны проволоки устанавливают на верхней приемной площадке надшахтного здания. С помощью прочных брусьев на станке копра закрепляют направляющие блоки. Концы проволок пропускают через блоки и опускают в шахту где к ним подвешиваются грузы. Для уменьшения колебаний отвеса грузы помещают в специальные сосуды заполненные какой-либо жидкостью (успокоителем).
На высоте 1-2 м над уровнем нулевой площадки прочно закрепляют центрировочные пластинки которые обеспечивают неизменность положения проектируемых точек А и В в течение всего времени производства работ. Каждую из пластинок располагают так чтобы опущенная с блока проволока в месте соприкосновения с V-образным вырезом пластинки имела небольшой перегиб. Благодаря этому проволока прочно прижимается к вершине выреза и остается неподвижной при возможных перемещениях направляющего блока.
Лебедка для спуска-подъема отвесов должна иметь два храповика с собачками а все ее детали должны выдерживать трехкратную максимальную нагрузку. Диаметр барабана должен быть не менее 250 мм. При меньшем диаметре стальная проволока получит нежелательные деформации и даже после подвешивания груза сохранит спиралеобразный вид.
Для отвеса применяют стальную проволоку самого лучшего качества обладающую большим сопротивлением на разрыв. Диаметр проволоки выбирают в зависимости от глубины ствола и скорости движения воздуха в нем. При глубине до 300 м и скорости потока воздуха не превышающей 07 мс рекомендуется применять тонкую проволоку диаметром до 1 мм. При больших глубине и скорости воздушной струи применяется проволока диаметром 1-2 мм.
Проволока предназначенная для проектирования не должна иметь изгибов и повреждений. Сращивание ее из отдельных кусков не допускается. Особое внимание следует уделять навивке проволоки на барабан после окончания работ. Небрежная навивка может стать причиной большого числа изгибов что сделает проволоку непригодной для работы.
Грузы для шахтных отвесов могут быть литыми и составными. Литой груз применяется для проектирования на глубину до 100 м.
Успокоители применяются для уменьшения колебаний отвеса вызываемых ударами капель воды движением воздуха в стволе и другими причинами. В качестве успокоителей обычно используют баки с водой или вязкой жидкостью. Размеры бака должны быть значительно больше размеров груза чтобы он в процессе колебаний не касался стенок или дна бака.
Перед началом работ устье и зумпф ствола перекрывают сплошным настилом из досок. Отвесы опускают в шахту поочередно; сначала один а затем другой. Для спуска используют небольшие грузы массой 3-5 кг которые в шахте заменяют рабочими грузами.
После подвески рабочих грузов проверяют не касаются ли отвесы стенок ствола или расположенного в нем оборудования. Проверка осуществляется обычно посылкой «почты». Для этого на проволоку отвеса на поверхности надевают кольцо диаметром 2-3 см изготовленное из мягкой проволоки. Под действием собственной тяжести кольцо опускается по отвесу и при отсутствии его касаний достигает горизонта горных работ. При наличии касания его местоположение в стволе можно установить способом маятника сравнивая фактический полупериод колебаний отвеса с вычисленными.
Окончательный контроль отсутствия касания осуществляется сравнением расстояний между отвесами на поверхности и на горизонте горных работ (применяется только при ориентирно-соединительной съемке через один ствол). Расхождение не должно превышать 2 мм.
Наблюдения за качаниями отвесов.
Из-за влияния воздушной струи и капежа колебания отвесов как правило окончательно не затухают. В этом случае проектирование осуществляют колеблющимся отвесом. Для повышения точности проектирования наблюдают качания отвеса с помощью центрировочной тарелки со шкалами. Цель этих наблюдений состоит в том чтобы по шкальным отсчетам против крайних положений отвеса найти отсчет соответствующий его положению покоя. Закрепляя против этого отсчета отвес можно вести от него измерение всех элементов примыкания.
Центрировочная тарелка представляет собой прибор который позволяет наблюдать качание отвесов в двух взаимно перпендикулярных плоскостях.
В центре тарелки имеется отверстие диаметром 7-10 см. Перед наблюдением качаний пирамида вынимается проволока отвеса пропускается через отверстие и к ее концу подвешивается рабочий груз. Колебания отвеса при проектировании происходят в пределах этого отверстия.
Наблюдение качаний отвеса осуществляется с помощью двух теодолитов. Наблюдая в окуляр теодолита фиксируют отсчетами по шкале крайние положения отвеса причем в качестве отсчетного индекса принимают либо внутренние либо внешние края проволоки.
Примыкание к отвесам способом соединительного треугольника и его обработка.
По окончании проектирования когда оба отвеса закреплены в положении покоя осуществляют примыкание к ним. Обычно оно производится одновременно на поверхности и в шахте. Способ примыкание выбирают таким образом чтобы средние квадратические погрешности передачи дирекционного угла от исходной стороны на поверхности к створу отвесов и от створа отвесов к стороне подземной опорной сети не превышали каждая в отдельности 30.
Наиболее распространено примыкание способом соединительного треугольника. Оно складывается из выбора расположения примычных точек угловых и линейных измерений.
На поверхности и в шахте вблизи ствола закрепляют точки С и С1 с таким расчетом чтобы с них были видны оба отвеса а также ближайший пункт поверхностной и подземной опорной сети. Вместе с проектируемыми точками А и В и их проекциями А1 и В1 выбранные точки образуют треугольники АВС и А1В1С1 которые называются соединительными.
Точки С и С1 выбирают таким образом чтобы придать обоим соединительным треугольникам выгодную форму при которой погрешности измерений оказывают минимальное влияние на точность примыкания.
Измерение углов. На закрепленных точках С и С1 с помощью теодолитов измеряют углы γ и (γ1 1 и 1). Измерение производится не менее чем двумя приемами. Расхождение углов в приемах не должно превышать 10. Средняя квадратическая погрешность каждого из углов должна быть не более 7.
Линейные измерения. С помощью рулетки измеряют все три стороны соединительного треугольника a b c (a1 b1 c1). Каждая из сторон измеряется пять раз причем разность между отдельными результатами не должна превышать 2 мм. За окончательное значение принимается среднее арифметическое. На этом измерения заканчивают и приступают к камеральной обработке примыкания. Она складывается из контроля правильности измерений решения соединительного треугольника и вычисления дирекционного угла и координат.
Контроль измерений элементов соединительного треугольника осуществляется сравнением расстояния между отвесами полученного из непосредственных измерений и вычисленного по формуле
с² = а²+b2 – 2аbcos γ
Для треугольников у которых γ 5° и b:с 2 пользуются более простой формулой
Разность измеренного и вычисленного расстояний между отвесами не должна превышать 3 мм при примыкании на поверхности и 5 мм – при примыкании в шахте.
Решение соединительного треугольника – это вычисление углов a и при отвесах по известным трем сторонам и углу γ. Вычисление производится по формулам синусов
В случае когда 2 и а>178 (или наоборот) можно использовать упрощенные формулы.
После вычисления углов при отвесах находят угловую навязку в треугольнике и распределяют ее поровну на вычисленные углы.
Вычисление дирекционного угла начальной стороны и координат начального пункта подземной опорной сети производится по обычным формулам обработки теодолитного хода.
Достоинством примыкания соединительным треугольником является прежде всего простая схема выполнения измерений и вычислений. Кроме того этот способ позволяет получить довольно высокую точность примыкания за счет создания треугольника выгодной формы и тщательного выполнения измерений. Поэтому при производстве ориентирно-соединительной съемки через один ствол геометрическим методом примыкание почти всегда осуществляется соединительным треугольником. Лишь при невозможности создания треугольников выгодной формы пользуются другими способами примыкания. Для контроля ориентирно-соединительная съемка через один ствол выполняется дважды (при двух положениях отвесов). Если фактическая разность двух определений дирекционного угла αС1D1 не превышает 3' а расхождение в определении координат точки С1 – 5 см то за окончательное значение принимают среднее арифметическое.
Организация работ и меры безопасности при ориентирно-соединительной съемке через один вертикальный ствол.
На время выполнения ориентирно-соединительной съемки останавливается всякое движение подъемных сосудов в стволе что нарушает нормальный производственный процесс шахты или рудника. Поэтому маркшейдер обязан заранее тщательно продумать организацию и методику выполнения работ чтобы свести вынужденную остановку подъема к минимуму.
Все работы по ориентирно-соединительной съемке разделяют на два вида: а) подготовительные которые могут и должны быть выполнены до остановки подъема; б) основные которые могут быть выполнены только после остановки подъема.
К подготовительным работам относятся:
Выбор схемы ориентирно-соединительной съемки т.е. мест расположения отвесов и способов решения задач проектирования и примыкания.
Подготовка и проверка всех инструментов и снаряжения необходимых для производства работ.
Закрепление точек примыкания к отвесам и их привязка к подходным пунктам на поверхности и к пунктам подземной опорной сети.
Выбор мест закрепления лебедок блоков центрировочных пластинок брусьев для шкал.
Подготовка материалов для перекрытия зумпфа и устья ствола.
Основные работы осуществляются двумя группами исполнителей одна из которых находится на поверхности а другая – в шахте. Работа обеих групп должна выполняться в соответствии с заранее установленной очередностью и с соблюдением мер безопасности. Для обеспечения согласованной работы обеих групп ориентируемый горизонт должен быть связан с поверхностью телефонной связью. Во время производства работ не допускается нахождение в надшахтном здании и возле ствола в шахте лиц непосредственно не участвующих в ориентировании.
Обычно ориентирно-соединительную съемку выполняют в следующем порядке:
Спускают в шахту людей и необходимое оборудование.
Освобождают ствол от подъемных сосудов.
Перекрывают зумпф и устье ствола сплошными полками из прочных досок. Для пропуска проволоки в них оставляют отверстия диаметром не более 10-15 см.
Устанавливают лебедки блоки и центрировочные пластинки.
Спускают отвесы с легкими грузами (3-5 кг) на ориентируемый горизонт. Скорость спуска не должна превышать 1мс. Руководитель работ обязан проверить всю проволоку пропустив ее «через руку». В процессе спуска (подъема) отвесов не допускается нахождение людей вблизи ствола на горизонте горных работ.
По окончании спуска подземная группа приступает к работе в стволе шахты. Об этом руководитель группы должен предупредить находящихся на поверхности. Они в свою очередь обязаны предельно осторожно работать над стволом не допуская падения в него инструментов кусков породы и других предметов которые могут стать причиной травмы.
На ориентируемом горизонте спускаемые грузы заменяют рабочими грузами которые погружают в успокоитель.
Закрепляют центрировочные тарелки для наблюдения качаний отвесов.
Проверяют отвесы «почтой».
Наблюдают качания отвесов и закрепляют их в положении покоя по вычисленным средним отсчетам.
Измеряют угловые и линейные элементы соединительных фигур на поверхности и в шахте.
Сравнивают для контроля измеренные расстояния между отвесами на поверхности и в шахте.
По окончании измерений рабочие грузы заменяют легкими а оборудование демонтируют.
Общие затраты времени на ориентирно-соединительную съемку зависят от условий производства работ и составляют обычно 15 – 2 смены.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол с использованием гирокомпаса.
При выполнении ориентирно-соединительной съемки через один ствол с помощью двух отвесов главная трудность состоит в необходимости особо тщательного решения задачи проектирования. На проектирование затрачивается обычно основная часть рабочего времени но несмотря на это точность передачи дирекционного угла в шахту двумя отвесами остается по современным понятиям невысокой из-за небольшого расстояния между отвесами.
Наличие маркшейдерского гирокомпаса позволяет осуществлять ориентирно-соединительную съемку через один ствол значительно более производительным и точным методом. Главная особенность этого метода состоит в том что задачи центрирования и ориентирования подземной опорной сети решаются раздельно. При этом передача координат как и в обычном способе осуществляется с помощью отвеса а определение дирекционного угла – путем гироскопического ориентирования т.е. независимо от решения задачи проектирования.
Работы по съемке выполняются в три этапа:
)проектирование точки с поверхности в шахту;
)примыкание на поверхности и в шахте;
)гироскопическое ориентирование первой стороны подземной опорной сети.
Проектирование осуществляется с помощью одного отвеса опускаемого в шахтный ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через два вертикальных ствола.
При ориентирно-соединительной съемке через два вертикальных ствола геометрическую связь поверхностной и подземной съемок осуществляют с помощью двух отвесов опускаемых по одному в каждый ствол. В этом случае расстояние между отвесами исчисляется десятками и даже сотнями метров благодаря чему значительно уменьшается угловая погрешность проектирования.
Таким образом основным достоинством ориентирно-соединительной съемки через два ствола является незначительная угловая погрешность проектирования. Поэтому в практике маркшейдерского дела при наличии двух сообщающихся вертикальных стволов принято производить ориентирно-соединительную съемку способом через два ствола. Если учесть что большинство шахтных полей вскрывается не менее чем двумя вертикальными стволами то станет ясно что рассматриваемый способ весьма распространен в маркшейдерской практике.
Ориентирно-соединительная съемка через два вертикальных ствола слагается из следующих операций: а) проектирование точек с поверхности на горизонт горных работ; б) примыкания к отвесам на поверхности с целью определения их координат х у; в) примыкания к отвесам в шахте; г) вычислений.
Проектирование точек в рассматриваемом способе осуществляется преимущественно с помощью свободно висящих неподвижных отвесов. Лишь при расстояниях между отвесами менее 50 м следует для повышения точности проектирования производить наблюдение качаний отвесов по шкалам.
Примыкание к отвесам на поверхности может быть осуществлено по двум схемам. Первая из них применяется когда оба ствола расположены на одной промплощадке и расстояние между ними невелико. В этом случае от подходного пункта 6812 к отвесам прокладываются теодолитные ходы с числом сторон в каждом не более трех.
Измерение углов и длин в ходах производится инструментами и методами принятыми для полигонометрии 2 разряда.
Вторая схема используется при большом расстоянии между стволами. В этом случае к каждому из стволов предварительно вставляется подходной пункт. От этих пунктов до отвесов опущенных в шахту прокладываются теодолитные ходы. Число сторон в каждом из них также не должно превышать трех.
Примыкание к отвесам на горизонте горных работ осуществляется между ними теодолитного хода. Он должен быть по возможности вытянутым вдоль створа отвесов и иметь наименьшую протяженность. При прокладке хода соблюдаются нормы точности предусмотренные для подземных опорных сетей.
При осуществлении примыкания основная часть теодолитных ходов на поверхности и в шахте прокладывается заранее а после спуска отвесов производится лишь непосредственная привязка к ним. Для этого измеряются угол на последней точке теодолитного хода и расстояние от нее до отвеса (например угол на точке 1 и расстояние А1 при примыкании к отвесу А в шахте).
Вычисление ориентирно-соединительной съемки через два ствола производят в такой последовательности:
По результатам измерений на поверхности вычисляют координаты обоих отвесов хА уА хВ уВ. По координатам находят дирекционный угол створа отвесов аАВ и расстояние между ними с. Вычисления производят по формулам
Вводят условную систему координат хАу. Начало системы принимают в точке А а ось абсцисс направляют по первой стороне подземного теодолитного хода. Тогда
хА = уА = 0; аА-1 = 0°0000.
По этим исходным данным вычисляют условные координаты всех вершин подземного теодолитного хода в том числе отвеса В.
По условным координатам отвесов А и В находят дирекционный угол створа отвесов аАВ в условной системе координат и расстояние между ними с. Вычисление производят по формулам:
Вычисляют дирекционный угол первой стороны подземного теодолитного хода в истинной системе координат (принятой на поверхности). Для вычислений используют формулу
Вычисляют координаты всех вершин подземного теодолитного хода и отвеса В в истинной системе. В качестве исходных для вычислений принимают координаты отвеса А полученные из примыкания на поверхности и дирекционный угол первой стороны найденный по формуле.
Сравнение координат отвеса В полученных из примыкания на поверхности и из подземного теодолитного хода служит дополнительным контролем измерений и вычислений.
5.Работы по контролю за состоянием профиля проводников и стенок шахтных стволов в процессе их эксплуатации (профилирование).
Для контроля за состоянием профилей проводников и стенок стволов и получения их контрольных профилей стенки и проводники шахтных стволов (в том числе и по копровой части) подлежат периодическому профилированию маркшейдерской службой рудника (рудоуправления объединения) или специализированной сторонней организацией. Сроки и методы профилирования устанавливаются главным инженером рудоуправления (рудника) для каждого ствола по согласованию с местными органами горного надзора в соответствии с “Правилами безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь”.
Профильная съемка проводников выполняется измерениями относительно вертикально закрепленных отвесов или автоматической станцией.
Отвесы располагают в 20-30 см от проводника так чтобы можно было непосредственно измерить расстояние от нити отвеса до проводника в плоскости параллельной несущим расстрелам. Лебедки отвесов устанавливают на поверхности или на полке уложенном на контрольном ярусе армировки. Точки схода нити отвесов фиксируют кронштейнами или центрировочными пластинами которые также закрепляют на этом же ярусе. Отвес приводят в вертикальное положение с помощью проектировочной тарелочки наблюдая по ее шкалам за колебаниями нити. После приведения отвеса в положение покоя его закрепляют внизу на соответствующем расстреле на центрировочной пластине.
Во время спусков отвесов их закрепления в среднем положении покоя и выполнения измерительных работ вентиляция должна быть отключена шлюзовые двери в руддворе и надшахтном здании закрыты (для исключения естественной тяги).
Число отвесов для профильной съемки принимают в зависимости от числа проводников и конструкции яруса армировки из расчета один отвес на одну нитку проводников. При этом парные проводники т.е. закрепленные в одной лежке профилируют от одного и того же отвеса.
До начала измерений правильность закрепления отвесов проверяют измерением расстояний между ними на поверхности и в шахте. Расхождение в расстояниях не должно превышать 5мм.
Расстояние a и b от проволоки (отвеса) до рабочих граней проводников и ширину колеи проводников измеряют на каждом ярусе расстрелов с отсчитыванием до миллиметров.
Методика съемки каждого проводника от одной и той же постоянной отвесной линии позволяет наиболее удобно и правильно сопоставить профили после исправления армировки а также в процессе эксплуатации ствола. Кроме того для определения смещения С двухсторонних проводников относительно друг друга в вертикальной плоскости проекции параллельной расстрелам также необходимо иметь координаты отвесов в системе осей ствола. Тогда смещение С в общем случае может быть получено как разность в координатах x соответственных точек противолежащих проводников.
Где xц1 = x01 + x1 xц2 = x02 + x2.
Где а1 и а2 – расстояния от отвесов О1 и О2 до боковой грани проводника; d1 и d2 – ширина лобовой части проводника.
В процессе профильной съемки расстояния а и b измеряют металлической линейкой дважды или берут несколько отсчетов а ширину колеи измеряют раздвижным жезлом. Расхождения между измеренными расстояниями до одних и тех же точек элементов армировки не должно превышать 5мм. Профиль проводника составляют по средним расстояниям из нескольких измерений. Результаты профильной съемки заносят в журнал профильной съемки проводников.
Форма журнала приведена в таблице.
Ширина колеи (отклонения от проектного размера) мм
Расстояния до стенки ствола
Направление измерения относительно оси несущего расстрела
Отклонение от средней вертикали
По вычисленным средним значениям а и b строят для каждого отделения профили проводников. При построении профилей вертикальный масштаб принимают равным от 1 : 200 до 1 : 500 в зависимости от числа ярусов. Положение точек на профиле определяют относительно контрольного яруса или относительно средней вертикали если имеет место значительный общий уход армировки.
Профильной съемкой определяют:
-профиль стенки ствола в определенном месте относительно вертикальной линии проходящей через ее среднее положение. Положение стенки фиксируется на профиле через каждые 5-10 метров (через 2-3 яруса расстрелов) на основании измерений расстояния от опущенного отвеса или от жесткого проводника. Расстояния измеряются с отсчитыванием до сантиметра. Допускается вычерчивание профиля стенки на профиле проводников жесткой армировки;
-отклонения от вертикали пролетов проводников между смежными ярусами расстрелов в двух взаимно перпендикулярных направлениях;
-ширину колеи проводников на каждом ярусе;
-смещение одного проводника относительно другого (при двустороннем их расположении) на каждом ярусе в направлении параллельном расстрелам.
Погрешность определения отклонения от вертикали пролета проводников между
смежными ярусами не должна превышать 5мм а ширина колеи проводников – 3мм.
На контрольных профилях проводников жесткой армировки изображают: места всех ярусов расстрелов с указанием их номеров; профили проводников в двух взаимно перпендикулярных плоскостях (лобовой и боковой) относительно вертикальной линии проходящей через среднее положение каждого проводника; ширину колеи между проводниками на каждом ярусе; смещение одного проводника относительно другого (при двустороннем относительно подъемного сосуда расположении проводников) на горизонте каждого яруса в направлении параллельном расстрелам.
Профили дополняют горизонтальным сечением профилируемой части ствола на котором показывают оси ствола контуры подъемных сосудов элементы армировки с указанием условных номеров проводников.
Результаты профилирования обрабатываются в ручную или с помощью компьютера с дальнейшим вычерчиванием профилей на кальке или рулонной машинной бумаге.
На тех участках копровой и зумпфовой частей ствола занимаемые подъемными сосудами в крайнем верхнем и крайнем нижнем положениях где невозможно выполнить необходимые измерения для определения профиля проводников служба эксплуатации (подъема) выполняет измерения ширины колеи и величины зазоров между наружной кромкой башмака подъемного сосуда и зажимным устройством для крепления проводников к расстрелам а также между рабочими направлениями и предохранительными башмаками и рабочими поверхностями проводников.
Результаты профилирования изображенные на вертикальных профилях предоставляются главному инженеру рудника который обязан зафиксировать на них свои указания о необходимых мероприятиях по устранению выявленных отклонений от допустимых норм приведенных в таблице.
Допустимое отклонение (согласно СниП) мм
Суммарное допустимое отклонение при эксплуатации мм
Отклонение от вертикали пролета проводников между смежными ярусами в двух взаимно перпендикулярных направлениях
Смещение одного проводника относительно другого (при двустороннем расположении проводников) на одном ярусе в направлении параллельном расстрелам
Отклонение ширины колеи проводников от проектной величины
Нормы времени и выработки на маркшейдерские работы по профильной съемке армировки и стенок шахтных стволов.
При профилировании армировки и стенок вертикальных шахтных стволов а также для учета норм выработки и времени на эти работы стволы подразделяются на 3 категории трудности:
I категория. Стволы без заметных искривлений. Приток воды до 5м3ч. Величина зазоров между элементами армировки и подъемным сосудом более 200 мм. Стволы не связаны с горизонтальными выработками (в стадии проходки).
II категория. Искривление ствола до 02 м. Приток воды от 5 до 15 м3ч. Величина зазоров между элементами армировки и подъемным сосудом 100-200 мм. Скорость вентиляционной струи до 4 мс.
III категория. Искривление ствола более 02 м. Приток воды более 15 м3ч. Величина зазоров между элементами армировки 50-100 мм. Скорость вентиляционной струи более 4 мс
Состав бригады работников непосредственно при профилировке ствола и последующей камеральной обработке приведены в таблице.
Профильная съемка армировки вертикального шахтного ствола.
Профильная съемка стенок ствола.
Вычислительная обработка результатов профилирования проводников вертикальных шахтных стволов.
Вычерчивание профилей стенок и проводников вертикальных шахтных стволов.
Составление профилей по стволам.
При производстве профилировки ствола с помощью отвесов приняты следующие нормы времени и выработки на эти работы (см.таблицу).
Единица измерения – 10 ярусов от 2-х отвесов. В числителе – норма выработки единиц в день; в знаменателе – норма времени в днях на единицу измерения.
Примечания: 1.При производстве профильной съемки ствола и одновременно проводников от одних и тех же отвесов норма времени на профильную съемку проводников соответственно увеличивается на 30%.
При профилировании армировки вертикальных шахтных стволов глубиной до 100 м норма времени увеличивается на 30%.
Профильная съемка стенок ствола:
В числителе – норма выработки стволов в день; в знаменателе – норма времени в днях на один ствол.
Примечание: при производстве замеров через 5 м нормы времени увеличиваются на 25%.
Единица измерения – 100 ярусов от 2-х отвесов. В числителе – норма выработки единиц в день; в знаменателе – норма времени в днях на единицу.
В числителе – норма выработки дм2 в день; в знаменателе – норма времени в днях на 1 дм2.
Примечание: зарамочное оформление чертежа оплачивается отдельно как разный шрифт в заголовках.
Составление профилей вертикальных шахтных стволов (стенок и проводников). Вычерчивание необходимых подписей внутри чертежа сверка с ведомостью.
6. Применение профилографа СПШ для профилировки стволов на 2РУ.
Станция профилирования стволов шахт (СПШ) предназначена для оперативного и планового контроля геометрических параметров жестких направляющих проводников.
Станция применима для измерений при всех известных расположениях двух и четырех рельсовых коробчатых и деревянных направляющих проводников.
Измерительные приборы и механизмы станции изготавливаются индивидуально для предприятия в зависимости от типа и размеров проводников.
В конструкции станции реализованы безинерционные способы и устройства измерений профилей проводников.
В совокупности с новой системой электронного считывания и компьютерной обработкой измеренных параметров практически полностью автоматизированы измерительные вычислительные и графопостроительные работы.
Все приборы станции размещаются на крыше или смотровой площадке подъемных сосудов и после соответствующей настройки работают в автоматическом режиме однако рекомендуется сопровождение двух специалистов для контроля работоспособности приборов и оборудования. По мере накопления опыта работы возможно в отдельных случаях когда нахождение людей на подъемном сосуде затруднено (противовесное отделение) выполнение профилировок без сопровождения.
Рабочий режим станции осуществляется только при нисходящем движении подъемного сосуда. При сопровождении скорость движения в соответствии с едиными правилами безопасности не должна превышать 03 мсек хотя по техническим характеристикам при идеальном техническом состоянии проводников (без наростов соли и ржавчины) на металлических проводниках станция может работать при скорости до 1 мсек.
Станция предназначена для измерения профилей с известными параметрами планового расположения проводников на начальном и конечном пунктах измерений и не может быть применена для получения "висячего" профиля определения искривлений стволов вертикальных шахт а также для передачи высотных отметок.
Станция является переносным периодически применяемым измерительным электрическим прибором общего назначения укомплектованным отдельными приборами не имеющими нормально искрящих частей. Станция предназначена для работы во всех шахтных стволах ПО”Беларуськалий”.
Технические показатели.
Основные технические показатели и характеристики приведены в таблице.
-глубина ствола шахты
-температура воздуха в стволе шахты
-влажность воздуха в стволе шахты
-расстояние между проводниками (колея)
-отделения стволов шахт
-расположение проводников
на зонте или смотровой площадке подъемного сосуда
клетевое скиповое противовесное
рельсовые Р38 и более коробчатые и деревянные до 220 х 220 мм
лобовое – 2 проводника
-отклонений проводников от вертикали при плавном изгибе на глубине 3 м
-отклонений от проектной ширины проводника
-отклонений от проектной колеи проводников
Ориентировочное время
-профилировки одного отделения ствола с двумя проводниками глубиной 1000 м
-в т.ч. - монтаж станции
-исходные измерения на "0" горизонте
-профилирование при U=03 мсек
-конечные измерения на нижнем горизонте
-непредвиденные операции
Pentium – 133 ММХ256 L2 Cache16 Mb RAM1.6 Gb HDD3.5 FDD1Mb SVGA DS Color20x CD-ROMSound Card 16 bit
Дискретность преобразователей угловых перемещений ПУФ
00 импульсов за один оборот вала
Источник электропитания
Два аккумулятора от шахтных головных светильников напряжением 75 В питание компьютера от собственного аккумулятора
Потребляемая мощность при включенном положении приборов
Время разрядки шахтных аккумуляторов в непрерывном рабочем режиме до 6 В
Ресурс электропитания компьютера от собственного аккумулятора
Обслуживающий персонал
Погрешности определения:
-отклонений проводников от вертикали на смежных ярусах
-проходимого каретками пути по глубине без корректировки в программе по фактической глубине
-после уравнивания пути
Станция профилирования стволов шахт (СПШ) представляет сложный высокоточный измерительный прибор в составе следующих механизмов:
Каретки № 1 и № 2 (Рис.3) для измерения профилей и колеи направляющих проводников а также расстояний по глубине ствола шахты.
Электронный регистратор с блоком электропитания и компьютером NOTEBOOK с компановкой в одном корпусе (Рис.2).
Каретки являются основными измерительными приборами в составе станции СПШ. С помощью их производятся все измерения.
Практически устройство кареток одинаково но каретка № 2 зеркально отображает каретку № 1 и имеет некоторое отличие в механизмах в нижней части.
Общая длина каретки 1777 мм а при снятых наконечниках 1237 мм.
Функционально все механизмы каретки расположены на трех уровнях и расстояния по осям между ними составляет 8333±05 мм.
На верхнем и нижнем наконечниках расположены по три ролика: лобовой и два боковых один из которых является прижимным.
В середине каретки расположены два механизма измерения прогибов проводника с двумя подвижными роликами - в лобовой и боковой плоскости.
На нижних наконечниках расположены механизмы:
-измеритель пройденного пути;
- отметчик ярусов армировки;
- барабан с запасом лавсановой ленты 45 м для измерителя.
Все ролики кареток имеют диаметр 53 мм. Лобовые ролики имеют ширину 50 мм а все боковые ролики - 20 мм.
В середине корпуса каретки размещены два механизма измерения стрел прогибов (изгибов): направляющего проводника в лобовой и боковой плоскостях.
Измерители лобовой колеи состоит из:
- шкива диаметром 53 мм по ручью;
- капроновой нити d=0.8 мм;
- лавсановой ленты шириной 13 мм;
- барабана для намотки ленты;
- ПУФа (преобразователь угловых измерений).
Запас лавсановой ленты на барабанах – 45 м. При лобовом расположении проводников возможны случаи когда лента будет касаться прицепных устройств подъемного сосуда. В этом случае допустим «излом» прямой из расчета: 03 м на длине 17 м.
Раздвижные установочные штанги.
Раздвижная штанга 5 (Рис.1) служит для закрепления каретки на подъемном сосуде и необходимого прижима каретки к проводнику.
Штанга состоит из двух скользящих стальных квадратных труб сечением 24х26 мм основания и двух стяжных пружин.
Блок регистрации (Рис.2) включает:
- электронный регистратор;
- компьютер типа NOTEBOOK.
Блок регистрации выполнен в корпусе из дюралюминиевых листов с тремя отсеками. В одном герметичном отсеке расположен электронный регистратор в другом - с крышкой - компьютер. В третьем разъемном нижнем отсеке - блок питания.
Электронный регистратор предназначен для питания датчиков счета импульсов генерируемых схемой датчиков на выходе преобразования полученных данных в соответствии с протоколом обмена асинхронного последовательного интерфейса передачи данных на компьютер по протоколу асинхронного последовательного интерфейса.
Панель управления и индикации блока располагается на лицевой панели блока.
Компьютер размещается во втором отсеке и закрепляется на задней панели блока.
Источниками потребления электроэнергии являются:
- компьютер NOTEBOOK (свой встроенный аккумулятор на 14 V);
- электронный регистратор с ПУФ (7 шт).
Требуемое рабочее напряжение постоянного тока составляет: электронный регистратор – 75 В; ПУФ - 5 В.
Общая потребляемая мощность - 16 Вт.
В качестве источника электроэнергии предусмотрены два аккумулятора от шахтных головных светильников марки ЗШНК-10-05 или ЗШНК-10М05. Общее выходное напряжение 72-75 В емкость батарей не менее 10 Ач. Аккумуляторами станция комплектуется на местах работ из числа имеющихся на рудниках и шахтах.
Стабилизатор напряжения на 5 В установлен в электронном регистраторе. Станция сохраняет работоспособность при посадке напряжения в батареях до 6 В. В режиме нормально заряженных батарей разрядка батарей происходит на 001 Вмин. Емкость батарей обеспечивает непрерывную работоспособность станции в течение 25 часов что позволяет выполнить две профилировки при глубине ствола 1000 м. Однако при низких температурах воздуха в стволе (2-10оС) разряд батарей идет более интенсивно и время сокращается до 2-15 часа.
Методика измерений и вычислений параметров.
Единым принципом для всех измерителей в станции СПШ является преобразование линейных измерений в угловые величины с помощью ПУФ дискретность которых составляет 1000 импульсов на один оборот вала. Это решение позволило автоматизировать процессы измерений передачи информации и применить компьютерную технологию для обработки измеренных данных уравнивания результатов вычислений с выдачей через принтер исполнительной табличной и графической документации соответствующей требованиям инструкций.
Измерения и построения профиля проводника принципиально отличается от существующих способов и основано на измерениях через 83333 мм стрел прогибов проводника относительно жесткой прямолинейной базы каретки 16667 мм.
Имея стрелы прогиба (h) через 0833 м по всей глубине ствола профиль вычисляется по формуле:
а = 2аn - аn-1 - 2hn где:
а - величины отклонений проводника от условной вертикали мм.
h - стрелы прогиба мм.
В натуре процесс вычислений очень сложный т.к. помимо приведенной формулы необходимы предварительные вычисления места нуля каждого механизма при каждой прокатке уравнивания профилей по размерам фактической колеи и внесении поправки за разность координат проводника на нулевом и нижнем горизонтах.
Измерения стрел прогибов проводников осуществляется подпружиненными центральными лобовым и боковым роликами с передачей поворотными роликами и секторами редуцированных угловых перемещений на ПУФ. Разрешающая способность ПУФ при этом составляет 002 мм.
Расстояние (колея) между проводникам.
Расстояние между проводниками (колея) измеряется в угловых величинах с помощью поворотного шкива на каретке №1 и подпружиненной ленты перекинутой через шкив и другим концом жестко закрепленной на другой каретке. При изменении колеи шкив поворачивается на угол G и разница в расстояниях вычисляется по формуле:
dL = PI * D * G360 где:
D - диаметр желоба шкива мм;
G - угол поворота шкива град.
Глубина ствола измеряется ходовым роликом на каретке № 1. Отрезок пути пройденный кареткой по проводнику вычисляется по формуле:
D - диаметр маховика равный 53 мм;
n - число оборотов ролика.
Отрезки глубины в 0833 м фиксируются и передаются в электронный регистратор точно через пять полных оборотов маховика а погрешность считывания в ПУФ составляет 11000 оборота или 0167 мм пути.
Вся обработка результатов измерений вычислений и уравнивания заложена в программе предустановленной в компьютере NOTEBOOK и каких-либо ручных вычислений при этом не требуется.
Программное обеспечение.
Требования к общесистемному программному обеспечению:
Norton Commander 4.0 и выше;
Комплекс программных средств СПШ включает:
- программу драйвер обмена данными по линии регистратор-компьютер;
- программу-интерфейс включающую возможности: редактирования исходных данных просмотра и распечатки таблицы установочных коэффициентов распечатки титульного листа обработки измерений предварительного просмотра графики и редактирования файлов измерений.
- программа преобразования данных из файла промежуточного обмена в файл формата графического документа системы AutoCad.
Методика выполнения работ по профилированию ствола.
Установка крепежных скоб.
В первую очередь за 2-3 дня до намечающихся работ по профилировке на крыше или смотровых площадках подъемных сосудов закрепляются на сварке скобы (сохраняются на подъемных сосудах для последующих переодических работ по профилированию ствола) для закрепления на них двух установочных штанг для кареток (Рис.1). Эти работы выполняются в присутствии специалиста-маркшейдера ответственного за эксплуатацию станции. Чертежи скоб заранее направляются исполнителем работ и изготавливаются заказчиком работ.
Производство измерений перед началом профилирования.
Для получения исходных данных на нулевом горизонте при двух проводниках измеряются следующие параметры:
Рулеткой измеряется расстояние между лобовыми гранями проводников с точностью 05 мм на нулевом горизонте.
Рулеткой привязывается положение по высоте от нулевого горизонта до оси ходового ролика каретки № 1 до известного положения ближайшего расстрела или другой отметки с точностью 01 м.
Все данные измерений записываются в соответствующие колонки разграфленного полевого журнала.
По данным маркшейдерской службы в титульный лист также заносятся отклонения проводников в двух плоскостях от проектного положения на нулевом горизонте. При отсутствии таковых данных за отклонения принимаются (пример):
- в лобовой плоскости:
колея проектная 1700 мм
колея фактическая 1710 мм
отклонения составят по + 5мм;
- в боковой плоскости:
принимаются нулевые значения.
Работы по профилированию.
Проверяется плотность прилегания всех лобовых и боковых роликов к проводникам.
Освобождается зажим лавсановой ленты на намоточном шкиве каретки № 2 лента вытягивается до каретки № 1 и зацепляется за петлю подпружиненной капроновой нити обхватывающей шкив измерителя колеи. Намоточным шкивом нить измерительного шкива вытягивается примерно на 13 свободного хода т.е. на 30 мм и зажимается. При колее соответствующей проектной величине в этом случае будет обеспечен диапазон измерений колеи от -30 мм до +60 мм к проектной. При других исходных данных по колее необходимо скорректировать длину вытяжки ленты.
На рабочей площадке в удобном месте под прикрытием предохранительного зонта размещается блок регистрации. Соединительные кабели при этом должны свободно достигать центральные разъемы кареток.
Все кабели от приборов по маркировке подсоединяются через разъемы к блоку регистрации.
На каретки необходимо установить предусмотренные конструкцией предохранительные козырьки и закрепить их на корпусе.
После полной установки станции подключения кабелей и окончания предварительных измерений т.е. в момент полной готовности станции к спуску следует:
- нажать кнопку ВКЛ блока регистрации и дать время 2-3 мин на прогрев датчиков;
- нажать кнопку "0" блока регистрации для обнуления всех счетчиков для перехода в состояние начала измерений;
- включить компьютер после чего произойдет:
- загрузка операционной системы MS DOS 7.0;
- загрузка внутренних драйверов;
- загрузка оболочки Norton c выводом ее меню (на дисплее будет выведено меню содержащее наименование директорий).
По окончании загрузки компьютер переходит в состояние готовности выполнять программы.
- войти в директорию SPH (навести курсор на соответствующую строку и нажать ENTER);
- нажать клавишу F2 (в квадратной рамке появится меню);
- нажать клавишу 1 (произойдет запуск программы драйвера SPHRSH.EXE R и на экране появится запрос: Введите имя профилировки (1-8 символов);
- ввести имя профилировки и нажать ENTER (на экране появится строка: Принято от регистратора 0.83x м: 0).
С этого момента станция СПШ готова к производству измерений.
Подать команду на подъем подъемного сосуда на 15-20 м для обеспечения прилегания кареток в рабочем режиме и далее - команду на его спуск со скоростью 0.3 мсек (отсчет метров сопровождается звуковым сигналом компьютера).
Передача данных осуществляется по прохождении каждого 083 м интервала. Факт передачи индицируется на панели регистратора через один метр индикатором 10 (Рис.2) при этом на индикаторе показывается значение пройденного пути от точки первоначальной установки кареток.
При необходимости отметки в журнале каких-либо данных по состоянию армировки и крепи ствола нажатием кнопки 11 «СТОП» на блоке регистрации фиксируется глубина ствола повторным нажатием этой же кнопки индикатор возвращается к выводу текущих значений глубины.
В случае непредвиденной остановки подъемного сосуда на время не более 4 мин все приборы остаются в рабочем режиме при более длительном сроке остановки необходимо остановить все работы частично демонтировать станцию и выехать на поверхность.
Работы после окончания профилирования.
Для записи профилировки на диск и выхода из программы профилирования следует через 6 мин (и больше) после остановки подъемного сосуда:
- при наличии на подъемном сосуде операторов: нажать кнопку ТЕСТ на блоке регистрации (запись последнего метра и выход из программы произойдет автоматически);
- при безлюдной профилировке (в противовесном отделении): дать команду на подъем противовеса (запись последнего метра и выход из программы также произойдет автоматически).
Выключить блок регистрации (кнопкой ВКЛ).
Снять каретки К1 и К2 с проводников и штанг или отвести их и зафиксировать.
Для контроля выполнить измерения колеи проводников на уровне нижних роликов измерить расстояние от ходового ролика до г.р. околоствольного двора или другой точки с известной отметкой и записать их на чистом листе полевого журнала.
Все демонтированное оборудование разместить на рабочей площадке подъемного сосуда или в клети и вместе с маркшейдерами-операторами поднять на поверхность.
На поверхности следует:
отсоединить кабели от блока регистрации;
выключить компьютер;
выполнить окончательный демонтаж приборов и кабелей предварительно устранить с них воду и грязь и доставить станцию в помещение (маркшейдерский отдел или др.) где окончательно выполнить работы по чистке прибора.
Предварительный просмотр графики:
Данная функция позволяет осуществлять предварительный просмостр 10 графиков по результатам последнего обработанного файла (в текущем сеансе работы с основным интерфейсом):
Анализ погрешностей определения данных при профилировании.
Погрешности определения искомых данных при профилировании стволов шахт в основном складываются из следующих величин:
- погрешностей измерений;
- погрешностей вычислений;
- погрешностей графических построений.
Погрешности вычислительных и графопостроительных работ не следует учитывать т.к. указанные операции решаются программными средствами с использованием компьютера и принтера с исключением ручного труда.
Погрешности измерений возникают по следующим причинам:
- точности механического изготовления деталей и сборки измерительных механизмов конструкции этих механизмов и естественно установки их на каретках и подъемном сосуде;
- разрешающей способности фотоэлектрических преобразователей угловых перемещений (ПУФ) с дискретностью 1000 импульсов на один оборот вала;
- состояния армировки и подъемных сосудов в статическом и динамическом состоянии.
Все детали измерительных механизмов изготовлены на приборостроительном заводе с применением станков с ЧПУ и отличаются высоким уровнем исполнения. Допуски по выточке и центровке осей валов втулок и роликов не превышают 002 мм а при сборке узлов из них допуски выдерживались в пределах 005 мм. При сборке рамных и линейных конструкций допуски выдержаны 05 мм.
В дальнейшем при расчетах погрешностей определения величин указанные выше допуски приняты в качестве исходных данных.
Погрешность определения пройденного пути ходовым роликом (Пп).
Диаметр ходового ролика подобран 530 мм и погрешность прямого измерения составит 1500 но результат пройденного пути (по глубине) уравнивается по фактическим глубинам программными средствами.
Погрешность определения стрелы прогиба (изгиба) и профиля проводников (Пс).
Б - "биение" измерительного ролика ( 005 мм);
С - от несоосности оси вращения рамки относительно прямой соединяющей оси опорных роликов на 1667 метровой базе - место нуля;
З - от неточности ( 05 мм) изготовления жесткой базы (16667 мм) каретки и мест расположения центральных роликов (0833 мм);
П - от погрешности измерения ходовым роликом пройденного пути;
Т - от проскальзывания нити на осевом винте ПУФа;
Р - разрешающая способность ПУФ.
Величины С и Т определяются и исключаются из дальнейших вычислений программными средствами методом "скользящего окна" и в данном разделе методика не приводится из-за ее сложности. Экспериментально исследовано что погрешность в определении "места нуля" и следовательно суммарной погрешности С и Т не превышает 005 мм.
Величина З определяется из выражения:
З = 05 мм х SIN = 000015 мм
- максимальный угол изгиба проводника соответствующий 25 мм на 0833 мм длины.
Погрешность (П) по своей сути сходна с погрешностью (З) т.к. на основании показаний ходового ролика через 5 оборотов выдается команда на съем показаний со всех датчиков. Ошибка измерения пройденного пути 1500 и следовательно опять же возникает ошибка по величине базы каретки:
Суммарная погрешность определения стрелы прогиба составит:
Пс = Б2 + (С+Т)2 + З2 + П2 + Р2 =
= 0052 + 0052 + 0000152 + 000032 + 0021982 = 0074 мм.
Указанная величина предопределяет погрешность в величинах отклонения проводника от вертикали между ярусами (Пя) при пролетах:
м Пя = 0074 мм х 22 = 030 мм;
м Пя = 0074 мм х 32 = 067 мм;
м Пя = 0074 мм х 42 = 118 мм.
Профиль проводника в середине ствола шахты после уравнивания будет иметь наибольшую погрешность и составит при пролете между ярусами 3 м и глубинах ствола:
00 м 067 мм = 86 мм.
Погрешность определения колеи проводников (Пк)
А - от несоблюдения диаметра шкива расчетному ( 005 = 016 мм)
Р - разрешающая способность ПУФ ( 0166)
Б - "биение" опорных роликов (2 шт.по 005 мм)
В- от смещения оси шкивов относительно осей нижних роликов.
Измерители колеи находятся выше осей нижних роликов на 017 м и в этом случае возникает несоответствие измерений колеи фактической т.к. измерения ведутся от условной прямой соединяющей оси верхних и нижних роликов.
По результатам работ выявлено что при максимальной стреле прогиба 25 мм ошибка В в измерениях может достигать: ±044 мм.
Суммарная погрешность в определении колеи проводников составит:
Пк = А2 + Р2 + Б2 + Б2 + В2 = 0162 + 01662 + 0052 + 0052 + 0442 = 05 мм
Техника безопасности при производстве профилировок с применением станции СПШ.
Работы по профилировке ствола (отделения) шахты производятся по графику или распоряжению утвержденному руководством рудника (шахты).
При производстве сварочных работ по закреплению скоб руководствоваться «Инструкцией по производству сварочных и газопламенных работ в подземных выработках и надшахтных зданиях приложение к ЕПБ при разработке рудных нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом».
В отделении ствола где производится профилировка должна иметься надежная сигнализация для связи находящихся на подъемном сосуде людей с машинистом подъема.
Во время профилировки запрещается ведение ремонтных работ во всех отделениях ствола и копровой части а также работа грузовых подъемов.
Люди находящиеся на подъемном сосуде должны иметь предохранительные пояса закрепленные за подъемный канат или прицепные устройства и располагаться под предохранительным зонтом.
При профилировке с операторами на подъемном сосуде скорость движения подъемного сосуда не должна превышать 03 мсек (требования ЕПБ).
Запрещается производство ручных измерений при движении подъемного сосуда а также при его остановке с выходом за пределы рабочей площадки.
Применяемые напряжения электропитания станции СПШ до 7.5 В не являются опасными и требования электробезопасности в связи с этим не предъявляются за исключением угольных шахт. На угольных шахтах в процессе профилирования запрещается вскрывать блок электропитания для устранения неполадок или отсоединять кабель питания на 75 В менять предохранитель на 3 А. Все эти работы допустимо выполнять только на поверхности с соблюдением Правил безопасности.
Весь мелкий инструмент и запасное снаряжение должны находиться в ящике от концевиков кареток.
Применение станции СПШ в шахтах опасных по газу и пыли на исходящей струе не допускается.
Сравнивая технико-экономические показатели измерения геометрических параметров проводников шахтных стволов с помощью профилографа СПШ и геометрическим профилированием проводников с помощью отвесов очевидны преимущества первого по следующим показателям:
-повышение безопасности работ;
-по выполнению работ при частично работающей вентиляции в стволе;
-минимальные затраты вспомогательных материалов;
-по времени профилировки шахтного ствола;
-по количеству обслуживающего персонала при проведении профильной съемки;
-по времени на камеральную обработку полученных измерений.
Предлагаю применить профилограф СПШ для профилировки шахтных стволов рудника РУ2 ПО”Беларуськалий”.

Оси ствола.dwg

Вынос в натуру центра и осей ствола шахты
Технико-экономические показатели проекта
Столбовая система разработки комплексом SL-300

7Спец часть!!!!.doc

7. С П Е Ц И А Л Ь Н А Я Ч А С Т Ь.
1. Вынос в натуру центра и осей ствола шахты.
Разбивка центра и осей ствола шахты. Построение пунктов опорной разбивочной сети
Центр и оси шахтного ствола. Осями вертикального шахтного ствола называют две горизонтальные прямые одна из которых параллельна а другая перпендикулярна к основным несущим расстрелам этого ствола. Оси ствола пересекаются в точке называемой центром ствола и являются осями симметрии его горизонтального сечения.
Осью подъема вертикального шахтного ствола называют горизонтальную прямую проходящую через точку именуемую центром подъема перпендикулярно к оси главного вала подъемной машины. Под центром подъема понимают точку равно делящую расстояние между осями ниспадающих канатов подъемных сосудов.
Главной осью наклонного шахтного ствола называется прямая направленная по падению ствола и совпадающая с осью симметрии его горизонтального сечения. Вторая ось наклонного ствола перпендикулярна к первой и проходит через условную точку центра ствола которая задается в проекте.
Осью подъема наклонного шахтного ствола является прямая параллельна главной оси ствола и совпадающая с осью одноколейного пути или серединой расстояния между осями двухколейного пути в стволе.
Вначале строительства шахты маркшейдер на основании проектных данных указывает в натуре и закрепляет центр ствола и его оси. Оси ствола закрепленные на поверхности играют важную роль при решении многих маркшейдерских задач как в процессе строительства шахты так и при ее эксплуатации. От этих осей ведется разбивка всех сооружений на поверхности шахты установка и проверка подъемного комплекса (копер шкивы подъемная машина) армирование ствола рассечка околоствольного двора и т.д.
Место заложения шахтного ствола при проектировании выбирают с учетом горно-геологических факторов и рельефа местности. Направление осей ствола обусловливается в основном элементами залегания полезного ископаемого.
Точность разбивки в натуре центра ствола устанавливают в зависимости от точности данных на основании которых выбирают место заложения ствола. Если учитывать только точность связанную с геологическими факторами то смещение центра шахтного ствола а следовательно и всех сооружений проекта на несколько метров не имело бы какого-либо практического значения. Однако существенное значение при выборе места заложения ствола имеет рельеф поверхности. Подъездные пути и основные сооружения на поверхности проектируются с учетом рельефа поверхности и их положение точно согласуется с положением осей ствола. Поэтому отклонение фактического положения центра ствола от проектного вызывает отклонение и всех предусмотренных проектом объектов что нарушает соотношение запроектированных сооружений и рельефа поверхности.
Критерием необходимой точности разбивки центра шахтного ствола может служить точность графического проектирования которая зависит от масштаба топографического плана. Расхождение в положении центра ствола шахты на местности при двукратном определении не должно превышать 05 м.
Угловая погрешность разбивки главной оси ствола не должна превышать ±3 вторая ось ствола должна быть разбита перпендикулярно к первой оси с погрешностью не превышающей ±45. Эти погрешности даны относительно существующих пунктов геодезической основы с которых производилось определение координат центра и дирекционного угла оси ствола.
Указанные выше погрешности могут быть допущены только в том случае если ствол шахты закладывается на незастроенном участке со спокойным рельефом и при отсутствии подземных горных выработок и технологического комплекса на поверхности.
Для ствола располагаемого над горными выработками или связанного общим технологическим комплексом и околоствольными дворами с существующим или ранее вынесенным стволом средняя погрешность перенесения в натуру центра ствола не должна превышать ±01 м а угловая погрешность разбивки первой оси ±130.
В этом случае перенос центра и разбивку осей ствола надлежит производить с пунктов геодезической основы использованных при ориентировании подземных маркшейдерских съемок или с осевых пунктов существующего ствола шахты.
Перед выноской в натуру центра ствола шахты и его осей составляют проектный полигон от пунктов геодезической основы до места заложения ствола. С проектного полигона графически определяют его углы и длину сторон. Последний пункт проектного полигона выбирают таким образом чтобы расстояние от него до центра ствола было не более длины мерного прибора. По элементам проектного полигона в натуру выносят и закрепляют постоянными знаками его вершины. Затем производят теодолитную съемку повышенной точности и вычисляют координаты пункта II.
В целях контроля выноска в натуру центра ствола полярным способом должна быть произведена не менее чем с двух опорных пунктов а способом угловой засечки – не менее чем с трех направлений. Вынесенный центр ствола достаточно закрепить временным знаком использовав для этого отрезок газовой трубы или толстый деревянный кол.
Положение осей ствола определяется дирекционным углом заданным в проекте. После вычисления по разности дирекционных углов оси ствола а и исходного направления (ОII) угол направления откладывают теодолитом установленным в точке О центра ствола.
Положение каждой оси ствола должно быть закреплено в натуре осевыми пунктами не менее чем по три штуки на каждом конце. При выборе места закладки осевых пунктов исходят из следующих соображений:
А) осевые пункты должны быть заложены в таких местах где не будут возводиться временные или постоянные сооружения и не будут производить земляные работы (не менее двух пунктов следует закреплять за границами промплощадки);
Б) между осевыми пунктами должна быть обеспечена взаимная видимость;
В) расстояние между осевыми пунктами должно быть не менее 10 м;
Г) с одного из пунктов находящихся за зданием подъемной машины должны быть видны подшкивная площадка копра и направляющие шкивы.
Для составления проекта расположения осевых пунктов на листе ватмана по координатам наносят центр ствола направление его осей и имеющиеся точки геодезической основы. С генерального плана и строительного генерального плана наносят запроектированные постоянные и временные сооружения а также подземную коммуникацию. На полученном совмещенном плане проектируют расположение осевых пунктов с учетом их сохранности на протяжении всего срока службы шахты и пунктов опорной разбивочной сети. По этому плану определяют расстояние от центра ствола до места закладки каждого пункта. Откладывают эти расстояния по визирному лучу теодолита определяющему направление оси закрепляют его временными знаками (кольями) которые затем заменяют постоянными. Перед рытьем ям для центрирования постоянных знаков делают обноску на которую выносят временный центр.
После рытья котлованов устанавливают бетонные центры обеспечивающие их длительную сохранность.
На эти центры выносят оси ствола теодолитом установленным в центре ствола. Осевые точки на пилонах накерняются а затем просверливаются отверстия диаметром 15-2 мм глубиной до 7 мм в которые запрессовывается медная проволока. Зачастую осевые пункты закрепляются в наружных стенках зданий.
После закрепления центра ствола и осевых пунктов должна быть произведена их съемка по точности соответствующей полигонометрии 2 разряда и вычислены координаты. По мере завершения строительства постоянных зданий и сооружений на промплощадке оси ствола дополнительно закрепляются центрами и марками в фундаментах металлоконструкциях в стенах и на крышах зданий.
2. Маркшейдерские работы при проходке и креплении вертикального ствола шахты.
Работы по проходке устьев вертикальных стволов шахты начинают с укладки рамы-шаблона предназначенной для обозначения контура сечения устья ствола в натуре контроля за ним в процессе проходки а также для подвески первого кольца временной крепи. Раму-шаблон изготовляют из деревянных или металлических балок с диагональными связями по углам и после проверки соответствия ее размеров проектным намечают на поверхности рамы точки a b c d расположенные на проектных осях ствола. Затем раму укладывают на столбовых фундаментах центрируя относительно осей ствола обозначенных в натуре с помощью отвесов опущенных с проволок натянутых между осевыми пунктами. Горизонтальность установки рамы-шаблона проверяют посредством нивелира и рейки.
Контроль за вертикальностью проходки первого звена соблюдением проектного сечения ствола вчерне и в свету осуществляется от временного проходческого центрального отвеса точка подвеса которого намечается маркшейдером на раме-шаблоне путем промеров радиусов шаблоном или рулеткой и сличением их с проектными.
По мере проходки устья стенки закрепляют металлическими швеллерными кольцами которые подвешиваются на стальных крючьях z-образной формы. Кольца устанавливают по уровню и отвесу в устойчивых породах через 1 м в слабых – через 05-06 м и затягивают затяжками.
После того как ствол пройден до первого опорного венца маркшейдер проверяет горизонтальность кольцевого вруба для опорного венца путем систематических промеров рулеткой вертикальных расстояний h от края рамы-шаблона до подошвы вруба. После укладки брусьев кругового поддона собирают опалубку. Горизонтальность кружальных ребер проверяют с помощью накладного или водяного уровня или путем промеров расстояния hR от рамы-шаблона. Правильность установки кружальных ребер в плане относительно центра ствола проверяют измерением радиусов r от временного центрального отвеса до внешней поверхности опалубки. Постоянную крепь устья возводят после сооружения опорного венца снизу вверх. Закрепив первое звено постоянной крепью в шейке ствола бетонируют четыре осевые скобы по две на каждой оси. Положение осей переносят на скобы с помощью теодолита установленного на ближайшем к стволу грунтовом осевом пункте или с помощью отвесов опущенных с проволок натянутых между осевыми пунктами. Смещение рисок на скобах относительно осей ствола не должно превышать 2 мм. Осевые риски на скобах следует зачеканивать медной проволокой. Оси ствола на скобы переносятся независимо дважды разность между ними не должна превышать 5 мм.
В верхней части крепи устья ствола оставляют гнезда (проемы) для подкопровой рамы закладывают анкерные болты или оставляют колодцы и гнезда для укрепления постоянного копра. Маркшейдер должен особенно тщательно проверить соответствие гнезд анкерных болтов проектным. После окончания крепления верхней части устья ствола раму-шаблон заменяют основной проходческой (нулевой) рамой которая служит для проходки ствола на всю его глубину. Центрирование рамы ведется по осям ствола а горизонтальность проверяется нивелиром и нивелирной рейкой.
Смещение осей проходческой рамы относительно проектного положения не должно превышать ±5 мм отклонение отметки проходческой рамы от проектного положения не должно превышать ±50 мм а разность отметок между точками опоры разгрузочного станка не должна быть более 5 мм.
Для контроля проходки и постоянного ориентирования в стволе следует иметь геометрическую основу в виде системы отвесов от которых производятся все маркшейдерские измерения в стволе. Число отвесов опускаемых в ствол должно быть возможно меньшим. Их расположение зависит от формы поперечного сечения ствола и размещения в нем проходческого оборудования.
При круглом сечении ствола применяют центральный проходческий отвес и два (реже четыре) осевых. Для центрального отвеса обычно предусматривают специальное место в основной проходческой раме.
При прямоугольном сечении ствола опускают четыре угловых отвеса на расстоянии 20-30 см от стенок ствола. Для закрепления отвесов на четырех углах основной проходческой рамы прибивают скобы на которых намечают точки спуска отвесов.
При овальном сечении ствола опускают четыре отвеса из которых два располагают на малой оси а два других – на большой оси вблизи стенок ствола.
Проходческие отвесы аналогичны отвесам применяемым при ориентировании шахт. Массу выбирают в зависимости от глубины ствола (30-150 кг). Для подвешивания груза используется стальной трос нераскручивающейся свивки диаметром 2-5 мм. Запас прочности должен быть пятикратным. Длина троса должна быть на 30-50 м больше всей проектной глубины ствола. Лебедки отвесов должны иметь тормозные устройства и приспособления для закрепления отвеса на любой глубине. После окончательного закрепления отвесов должны быть измерены расстояния между ними компарированной рулеткой и произведена привязка к осевым пунктам.
Прежде чем пользоваться отвесом необходимо проверить правильность его закрепления в точке подвеса и убедиться в отсутствии касания к стенкам ствола или проходческому оборудованию путем непосредственного осмотра положения отвеса в стволе по всей его длине опусканием “почты” и сличением расстояний между отвесами в устье ствола и в забое.
В процессе проходки ствола положение отвесов систематически (не реже одного раза в месяц) контролируют путем измерения расстояния от осей ствола до отвесов. По мере углубления ствола приходится удлинять проволоки отвесов. Переносить точки закрепления отвесов в стволе по мере его углубления можно только для осевых отвесов. Центральный отвес закрепляется с расчетом спуска на всю длину ствола и точка закрепления его не переносится.
На выбранном горизонте симметрично относительно отвеса в крепи ствола бетонируется скоба из уголкового профиля. Горизонтальные полочки скобы имеют продольные вырезы. На полочки накладывают планку имеющую в центре круглое отверстие в которое пропускают трос отвеса.
После того как отвес успокоится планку устанавливают так чтобы трос находился в центре отверстия. Планку закрепляют болтами к скобе. Затем на проволоку надевают втулку внешний диаметр которой равен отверстию планки а внутреннее отверстие немного больше диаметра троса. Пропустив втулку в отверстие планки снизу закрепляют ее гайкой.
Разметку шнуров в забое выполняют от центра ствола (центрального отвеса) который обозначают в натуре неглубоким шпуром. В этот шпур вставляют втулку кругового шаблона к которой прикреплен диск с отверстиями указывающими направления радиусов разметки шпуров. Во втулку вставляют ось телескопической штанги с метками обозначающими расстояние шпуров от центра ствола. В штанге имеется отверстие через которое вставляют фиксатор в отверстие диска закрепляя заданную ориентировку штанги. Шаблон обеспечивает разметку шпуров на забое с точностью ±50 мм. Расположение шпуров направление и глубину их маркшейдер проверяет выборочно. Особое внимание нужно уделять оконтуривающим шпурам смещение которых по окружности не должно превышать ±50 мм а по радиусу ±30 мм.
Правильность разделки породных стенок ствола (сечение вчерне) проверяется маркшейдером через 6-8 м проходки результаты фиксируются в журнале проходке. Технический надзор проверяет сечение ствола через один-два технологических цикла.
Проверка ведется от центрального проходческого отвеса путем измерения радиусов по восьми направлениям данного сечения.
Постоянная крепь вертикальных стволов в обычных условиях возводится из монолитного быстротвердеющего бетона с помощью подвижной металлической опалубки. Подвижную металлическую опалубку устанавливает проходческая бригада симметрично относительно центрального проходческого отвеса. Вертикальная ось опалубки не должна отклоняться от среднего положения отвеса более чем на ±20 мм. Положение опалубки относительно центрального отвеса следует проверять не менее чем в восьми точках по периметру. Горизонтальность опалубки проверяется шланговым нивелиром с установкой цилиндров на кружальных ребрах. Погрешности измерений в горизонтальной и вертикальной плоскостях не должны превышать ±10 мм. Положение опалубки проверяется систематически сменным надзором и выборочно маркшейдером не реже чем через 3-4 цикла подвигания опалубки.
Контрольные измерения при возведении крепи первого звена производят так же как и при возведении крепи первого звена. Разбивку врубов под опорные венцы и проверку установки опалубки выполняют от высотных реперов закладываемых в стенках вышележащего венца.
Стенки ствола бетонируют только после того как опалубка проверена и надежно закреплена. Через каждые 4-5 м производят измерения от центрального отвеса до стенок ствола. Наиболее тщательно должны быть проверены те места где по проекту подъемные сосуды ближе всего подходят к стенкам ствола.
При креплении ствола тюбингами особо важное значение приобретает точность установки основных (опорных) венцов. При этом должны соблюдаться следующие условия: плоскость кольца должна быть горизонтальна венец должен быть расположен на предусмотренном проектом расстоянии от вышележащего основного венца центр кольца должен совпадать с осью центрального отвеса. Негоризонтальность установки тюбингов опорного венца может вызвать значительные отклонения от вертикали укладываемых от него тюбингов последующих колец. Так при предельном отклонении замыкающих колец от их вертикального положения равном 1 см при высоте звена 30 м и диаметре сечения ствола 6 м разность отметок противоположных точек периметра опорного венца не должна превышать 2 мм.
При установке основного венца весьма важно соблюдать проектную высоту звена с тем чтобы при укладке замыкающее кольцо точно подошло к верхнему основному звену.
При установке металлической тюбинговой крепи применяют рейку-шаблон с помощью которой определяется расстояние от тюбингового кольца до осевого отвеса.
Первое тюбинговое кольцо и кольца опорных башмаков при креплении железобетонными тюбингами должны устанавливаться с соблюдением следующих требований:
а) расстояния от центра ствола до внутренних граней тюбингов должны соответствовать проекту с точностью ±20 мм;
б) тюбинговое кольцо должно быть ориентировано по отношению к осям ствола в соответствии с чертежом привязки тюбингового кольца к расстрелам с точностью ±30 мм;
в) горизонтальные грани тюбингового кольца по всему периметру должны находиться на одинаковой отметке отклонение диаметральных точек периметра не должно превышать ±10 мм.
Следует строго следить за тем чтобы вертикальные стыки тюбингов на кольцах располагались по отвесной линии. Для этого могут быть использованы осевые проходческие отвесы.
Для определения глубины пройденной части ствола в постоянной крепи стенок ствола закладывают реперы (надежнее их закладывать в опорных башмаках крепи). Места для закладки реперов по периметру сечения выбирают так чтобы был обеспечен к ним доступ для измерений. В качестве реперов могут быть использованы скобы закрепляющие осевые проходческие отвесы. У каждого репера должна быть прибита алюминиевая пластинка с номером. Высотные отметки реперов определяют путем передачи отметок стальной рулеткой от верхнего яруса реперов на нижний.
При значительной глубине ствола во избежание накоплений погрешностей от последовательной передачи высотных отметок определяют высотные отметки контрольных реперов непосредственно от репера заложенного у устья ствола на поверхности. Для этого используют длиномер ДА – 2 или длинную стальную ленту. Контрольные реперы служат исходными при рассечке околоствольного двора и при других ответственных разбивках.
Для определения глубины пройденного ствола и объема вынутой породы используют маркшейдерские измерения производимые от реперов. Всего производят три-четыре промера глубины до точек забоя симметрично расположенных по периметру сечения. За окончательное подвигание забоя принимают среднее арифметическое значение из произведенных измерений с точностью до 01 м.
В процессе крепления ствола измеряют фактическую толщину стенок постоянной крепи места вывалов пород и способ их забутовки трещины и другие проявления деформации крепи.
Маркшейдерская документация при проходке и креплении ствола.
Результаты маркшейдерской съемки и измерений при проходке ствола заносят в “Журнал проходки ствола” который регулярно пополняет маркшейдер шахты.
На первой странице журнала вычерчивают проектное сечение в масштабе 1:50 с указанием основных размеров ствола расположения армировки и постоянных подъемных сосудов линии вертикального разреза по которой ведут журнал условные обозначения горных пород и материалов крепи ствола.
На второй странице журнала помещают основные данные о проходке ствола взятые из технического проекта шахты.
Начиная с третьей страницы в журнале вычерчивают вертикальный разрез в масштабе 1:100 по оси ствола совпадающей с линией падения горных пород (на левом развороте листа) и эскизы деталей ствола на правом развороте листа.
Первые две графы на левом развороте листа заполняют сразу на всю глубину ствола по данным контрольной скважины или другим геологическим материалам. Во второй графе левой страницы журнала вычерчивают подробный вертикальный разрез по стволу. В третьей части левой страницы журнала записывают необходимые пояснения к разрезу и приводят описание пересеченных горных пород. В этой же части журнала записывают элементы залегания пересеченных пород а также сведения о притоке воды.
Правый разворот листа отводится для эскизов и примечаний к разрезу. Каждый эскиз должен иметь указания о глубине его сечения и надлежащим образом ориентирован.
Данные о горных породах встречающихся при проходке ствола получают в результате геологической съемки которую производят до установки временной крепи. Углы простирания и падения плоскостей напластования горных пород определяют непосредственным их измерением горным компасом или путем графических построений. При наличии смещений определяют элементы залегания сместителя (глубину мощность углы простирания и падения) и производят необходимые зарисовки.
Приток воды при проходке ствола обычно определяют измерением уровня воды пользуясь специально устанавливаемой для этой цели рейкой. Зная площадь поперечного сечения заполняемой водой выработки и высоту заполнения по разности отсчетов по рейке определяют объем заполнения за определенный промежуток времени. Приток воды может быть определен также по фактической производительности и времени работы насоса используемого для откачки.
3. Маркшейдерские работы при армировании ствола шахты.
Под армированием ствола шахты понимают работы по установке в нем расстрелов проводников опор лестничных отделений и трубопроводов.
При строительстве шахт армирование стволов производится как после полной их проходки по последовательной параллельной и совмещенной схемам так и одновременно с проходкой стволов.
При установке расстрелов должны быть обеспечены следующие требования: 1) расстрелы данного яруса должны быть установлены в плане в строгом соответствии с размерами предусмотренными проектом; 2) все одноименные расстрелы должны лежать в одной вертикальной плоскости; 3) они должны быть установлены горизонтально на заданном в проекте расстоянии между ярусами.
Маркшейдерские работы при армировании ствола состоят в обозначении в натуре мест установки расстрелов и навески проводников и контроле правильности их установки.
Геометрической основой при армировании ствола являются армировочные отвесы. Оптимальное их число определяется в зависимости от технологической схемы армирования расположения элементов армировки и размещения подвесного и монтажного оборудования в стволе.
До производства армирования ствола составляется проект производства маркшейдерских работ: составляются проект расположения и закрепления армировочных отвесов с указанием расстояний между ними и до контролируемых элементов армировки эскизы конструкций шаблонов; определяются точность их изготовления проект установки контрольного яруса расстрелов способ подвески армировочных отвесов на контрольном ярусе.
Взаимное расположение отвесов в каждом конкретном случае выбирают с таким расчетом чтобы можно было обеспечить соответствующую точность установки всех элементов яруса армировки.
В зависимости от принятой схемы армирования ствола отвесы располагают вблизи лежек при последовательной схеме или смещают вдоль расстрела так чтобы не затруднять навеску проводников при совмещенной схеме. Все отвесы располагают на одинаковых расстояниях в 50-100 мм от проектного положения полки расстрела.
При определении числа армировочных отвесов и выборе места их расположения рекомендуется исходить из следующего:
а) отвесы должны быть опущены с учетом расположения подвесного и монтажного оборудования;
б) отвесы должны быть расположены вблизи лежек или около соединения расстрелов;
в) центральный несущий расстрел устанавливается по двум отвесам;
г) группа вспомогательных расстрелов может быть установлена от одного отвеса;
д) расстрелы параллельные центральному несущему устанавливаются по одному отвесу и шаблону;
е) установку расстрелов расстояние между которыми более 2 м производят по двум отвесам каждый;
ж) если группа расстрелов расположенная перпендикулярно к центральному включает четыре и более расстрела то отвесы располагают по два у крайних расстрелов остальные устанавливаются по шаблону.
По принятой схеме расположения отвесов определяются число и конструкции шаблонов.
Перед началом армировочных работ элементы армировки каждого яруса должны быть тщательно проверены на контрольном стенде который имитирует ярус армировки на специальном бетонном основании возле ствола.
Расстрелы первого контрольного яруса в плане устанавливают от отвесов опущенных с проволок натянутых по осям ствола между осевыми скобами закрепленными в шейке ствола. Положение осей на осевых скобах закрепленных в устье ствола должно быть предварительно проверено при помощи теодолита с грунтовых осевых пунктов с которых производилась их выноска на скобы.
Правильность укладки расстрелов первого яруса в плане контролируют измерениями от отвесов до расстрелов. Правильность укладки расстрелов по высоте контролируют сперва накладным уровнем а затем при помощи нивелира и рейки от репера заложенного у устья ствола. Уложенные расстрелы расклинивают и повторно проверяют. Только после этого лунки заливают бетоном. После схватывания бетона вновь контролируют положение расстрелов и составляют соответствующий акт.
Смещение осей расстрелов контрольного яруса в горизонтальной плоскости не допускается более чем на ±3 мм разность отметок концов расстрелов не должна превышать 5 мм отклонение поперечных осей расстрелов от горизонтального положения не должно быть более чем на ±20.
Для дальнейшего армирования в ствол должны быть опущены отвесы в соответствии с их положением обусловленным проектом. Точки подвеса армировочных отвесов закрепляют на расстрелах контрольного яруса с помощью кронштейнов или приваренных металлических пластин.
После закрепления точек подвеса следует определить координаты армировочных отвесов и измерить расстояние между ними. По результатам этих измерений положение армировочных отвесов наносят на проект армирования и указывают действительные размеры от отвесов до элементов армировки и расстояния между отвесами. Отклонения расстояний измеренных в натуре от проектных не должны превышать ±2 мм.
Отвесы опускают на всю глубину ствола и внизу закрепляют кронштейнами (ограничителями) прикрепленными к балке специально для этого заделанной в стволе. Определение неотклоненного положения отвеса на горизонте околоствольного двора должно производиться с точностью ±5 мм.
После закрепления нижних концов отвесов для контроля измеряют расстояние между ними а с маркшейдерских точек закрепленных в околоствольном дворе производят их съемку полярным способом что в дальнейшем дает возможность судить о неизменности их положения при повторной съемке.
При скорости воздушной струи на сопряжениях ствола с околоствольными выработками от 1 до 5 мс рекомендуется применять для отвесов проволоку или трос диаметром 20-25 мм с концевой нагрузкой 200-250 кг.
В процессе армирования чтобы уменьшить вибрацию отвесов точки их подвеса через 30-100 м переносят вниз с помощью кронштейнов.
После закрепления ограничителей измеряются расстояния между всеми отвесами на горизонте установки ограничителей колебаний. Измеренные расстояния не должны отличаться от соответствующих расстояний между отвесами на контрольном ярусе более чем на ±5 мм.
Расстрелы всех последующих ярусов устанавливаются с помощью отвесов и шаблонов. Расстояние между ярусами расстрелов по высоте контролируют шаблонами. При армировании стволов прямоугольного сечения расстрелы укладывают так же как и при армировании стволов круглого сечения.
Оперативный маркшейдерский контроль армирования ствола выполняется не реже чем через три-четыре яруса расстрелов.
Контроль за правильностью установленных в стволе расстрелов сводится к проверке расстояний между ярусами расстрелов по вертикали горизонтальности каждого расстрела в ярусе положения расстрелов относительно осей ствола положения вырезов (лежек) на расстрелах для установки проводников и мест соединения с другими расстрелами.
Отклонение фактических расстояний между ярусами расстрелов от проектных не должно превышать ±15 мм при металлических проводниках и ±50 мм – при деревянных.
Превышение между концами расстрела не должно быть более 200 длины расстрела. Отклонения положения расстрелов относительно армировочных отвесов на горизонте установки и на контрольном ярусе не должны отличаться более чем на ±5 мм для металлической армировки и ±10 мм – для деревянной.
После установки расстрелов в стволе приступают к навеске проводников. При металлической армировке ствола когда к расстрелам заранее приварены лежки проводники навешивают без участия маркшейдера. При деревянной и смешанной армировке навеска проводников контролируется с помощью отвесов и шаблонов.
По окончании армирования ствола маркшейдер производит профилирование расстрелов и проводников.
4. Ориентирно-соединительные съемки
Ориентирно-соединительная съемка имеет своей целью осуществление геометрической связи плановых съемок на земной поверхности и в подземных горных выработках. В результате выполнения ориентирно-соединительной съемки должны быть получены: а) координаты х и у начального пункта подземной опорной сети; б) дирекционный угол начальной стороны. Нахождение координат называют центрированием подземной опорной сети а определение дирекционного угла – ее ориентированием.
Ориентирно-соединительная съемка является также необходимой частью ряда ответственных задач решаемых маркшейдером шахты. К ним относятся проведение встречными забоями горной выработки между двумя шахтами проведение капитальных горных выработок (околоствольный двор квершлаги и пр.) по имеющемуся проекту; согласованное расположение подземных и поверхностных сооружений подъемного комплекса; заложение на поверхности земли шурфов или скважин которые должны пересечь горные выработки в заданном месте.
Из двух элементов определяемых в результате соединительной съемки большей тщательности требует определение дирекционного угла.
Это нашло отражение в «Технической инструкции по производству маркшейдерских работ» которая установила допуски на ориентирно-соединительную съемку раздельно для ориентирования и центрирования подземной опорной сети. Ориентирование должно выполняться с такой точностью чтобы разность двух независимых определений дирекционного угла стороны не превышала 3. Разность двух независимых определений положения начального пункта при центрировании сети через вертикальную выработку не должна превышать 5 см.
В качестве исходных для производства ориентирно-соединительной съемки принимаются подходные пункты на поверхности принадлежащие к аналитическим сетям или полигонометрии не ниже 1 разряда.
В зависимости от способа соединения подземных выработок с поверхностью (способа вскрытия месторождения) различают три основных случая ориентирно-соединительной съемки: 1) через штольню или наклонный ствол; 2) через один вертикальный ствол; 3) через два вертикальных ствола соединенных подземными выработками. В первом случае соединительную съемку осуществляют путем прокладки в шахту обычного теодолитного хода. Второй и третий случаи требуют специальных приемов.
При соединительной съемке через вертикальные выработки ориентирование и центрирование осуществляется совместно или раздельно причем каждая из этих задач может решаться геометрическим или физическим методами.
Центрирование на современном этапе осуществляется геометрическим способом с помощью отвесов опускаемых в ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол включает: 1) проектирование двух точек с поверхности в шахту; 2) примыкание к этим точкам на поверхности и к их проекциям на горизонте горных работ; 3) вычисления.
Проектирование осуществляется с помощью двух отвесов опускаемых в ствол. Благодаря вертикальному положению отвесов их координаты х и у на поверхности (точки А и В) и в шахте (точки А1 и В1) а также дирекционные углы створа отвесов αАВ и αА1В1 совпадают. Тем самым точки А и В и направление АВ оказываются спроектированными с поверхности на горизонт горных работ.
Примыкание к отвесам на поверхности заключается в производстве угловых и линейных измерений которые позволяют от известных пунктов С и D найти координаты хА уА хВ уВ отвесов на поверхности и дирекционный угол их створа αАВ. Соответственно примыкание к отвесам на горизонте горных работ – это измерения позволяющие по найденным координатам хА1 уА1 хВ1 уВ1 отвесов в шахте и дирекционному углу их створа αА1В1 определить координаты хС1 уС1 начального пункта и дирекционный угол αС1D1 начальной стороны подземной опорной сети.
Проектирование точек с поверхности на горизонт горных работ с помощью отвесов.
Для осуществления проектирования с помощью отвесов необходимы: ручные лебедки для спуска-подъема отвесов блоки для направления отвесов в шахту центрировочные пластинки стальная проволока грузы успокоитель.
Лебедки на которые намотаны проволоки устанавливают на верхней приемной площадке надшахтного здания. С помощью прочных брусьев на станке копра закрепляют направляющие блоки. Концы проволок пропускают через блоки и опускают в шахту где к ним подвешиваются грузы. Для уменьшения колебаний отвеса грузы помещают в специальные сосуды заполненные какой-либо жидкостью (успокоителем).
На высоте 1-2 м над уровнем нулевой площадки прочно закрепляют центрировочные пластинки которые обеспечивают неизменность положения проектируемых точек А и В в течение всего времени производства работ. Каждую из пластинок располагают так чтобы опущенная с блока проволока в месте соприкосновения с V-образным вырезом пластинки имела небольшой перегиб. Благодаря этому проволока прочно прижимается к вершине выреза и остается неподвижной при возможных перемещениях направляющего блока.
Лебедка для спуска-подъема отвесов должна иметь два храповика с собачками а все ее детали должны выдерживать трехкратную максимальную нагрузку. Диаметр барабана должен быть не менее 250 мм. При меньшем диаметре стальная проволока получит нежелательные деформации и даже после подвешивания груза сохранит спиралеобразный вид.
Для отвеса применяют стальную проволоку самого лучшего качества обладающую большим сопротивлением на разрыв. Диаметр проволоки выбирают в зависимости от глубины ствола и скорости движения воздуха в нем. При глубине до 300 м и скорости потока воздуха не превышающей 07 мс рекомендуется применять тонкую проволоку диаметром до 1 мм. При больших глубине и скорости воздушной струи применяется проволока диаметром 1-2 мм.
Проволока предназначенная для проектирования не должна иметь изгибов и повреждений. Сращивание ее из отдельных кусков не допускается. Особое внимание следует уделять навивке проволоки на барабан после окончания работ. Небрежная навивка может стать причиной большого числа изгибов что сделает проволоку непригодной для работы.
Грузы для шахтных отвесов могут быть литыми и составными. Литой груз применяется для проектирования на глубину до 100 м.
Успокоители применяются для уменьшения колебаний отвеса вызываемых ударами капель воды движением воздуха в стволе и другими причинами. В качестве успокоителей обычно используют баки с водой или вязкой жидкостью. Размеры бака должны быть значительно больше размеров груза чтобы он в процессе колебаний не касался стенок или дна бака.
Перед началом работ устье и зумпф ствола перекрывают сплошным настилом из досок. Отвесы опускают в шахту поочередно; сначала один а затем другой. Для спуска используют небольшие грузы массой 3-5 кг которые в шахте заменяют рабочими грузами.
После подвески рабочих грузов проверяют не касаются ли отвесы стенок ствола или расположенного в нем оборудования. Проверка осуществляется обычно посылкой «почты». Для этого на проволоку отвеса на поверхности надевают кольцо диаметром 2-3 см изготовленное из мягкой проволоки. Под действием собственной тяжести кольцо опускается по отвесу и при отсутствии его касаний достигает горизонта горных работ. При наличии касания его местоположение в стволе можно установить способом маятника сравнивая фактический полупериод колебаний отвеса с вычисленными.
Окончательный контроль отсутствия касания осуществляется сравнением расстояний между отвесами на поверхности и на горизонте горных работ (применяется только при ориентирно-соединительной съемке через один ствол). Расхождение не должно превышать 2 мм.
Наблюдения за качаниями отвесов.
Из-за влияния воздушной струи и капежа колебания отвесов как правило окончательно не затухают. В этом случае проектирование осуществляют колеблющимся отвесом. Для повышения точности проектирования наблюдают качания отвеса с помощью центрировочной тарелки со шкалами. Цель этих наблюдений состоит в том чтобы по шкальным отсчетам против крайних положений отвеса найти отсчет соответствующий его положению покоя. Закрепляя против этого отсчета отвес можно вести от него измерение всех элементов примыкания.
Центрировочная тарелка представляет собой прибор который позволяет наблюдать качание отвесов в двух взаимно перпендикулярных плоскостях.
В центре тарелки имеется отверстие диаметром 7-10 см. Перед наблюдением качаний пирамида вынимается проволока отвеса пропускается через отверстие и к ее концу подвешивается рабочий груз. Колебания отвеса при проектировании происходят в пределах этого отверстия.
Наблюдение качаний отвеса осуществляется с помощью двух теодолитов. Наблюдая в окуляр теодолита фиксируют отсчетами по шкале крайние положения отвеса причем в качестве отсчетного индекса принимают либо внутренние либо внешние края проволоки.
Примыкание к отвесам способом соединительного треугольника и его обработка.
По окончании проектирования когда оба отвеса закреплены в положении покоя осуществляют примыкание к ним. Обычно оно производится одновременно на поверхности и в шахте. Способ примыкание выбирают таким образом чтобы средние квадратические погрешности передачи дирекционного угла от исходной стороны на поверхности к створу отвесов и от створа отвесов к стороне подземной опорной сети не превышали каждая в отдельности 30.
Наиболее распространено примыкание способом соединительного треугольника. Оно складывается из выбора расположения примычных точек угловых и линейных измерений.
На поверхности и в шахте вблизи ствола закрепляют точки С и С1 с таким расчетом чтобы с них были видны оба отвеса а также ближайший пункт поверхностной и подземной опорной сети. Вместе с проектируемыми точками А и В и их проекциями А1 и В1 выбранные точки образуют треугольники АВС и А1В1С1 которые называются соединительными.
Точки С и С1 выбирают таким образом чтобы придать обоим соединительным треугольникам выгодную форму при которой погрешности измерений оказывают минимальное влияние на точность примыкания.
Измерение углов. На закрепленных точках С и С1 с помощью теодолитов измеряют углы γ и (γ1 1 и 1). Измерение производится не менее чем двумя приемами. Расхождение углов в приемах не должно превышать 10. Средняя квадратическая погрешность каждого из углов должна быть не более 7.
Линейные измерения. С помощью рулетки измеряют все три стороны соединительного треугольника a b c (a1 b1 c1). Каждая из сторон измеряется пять раз причем разность между отдельными результатами не должна превышать 2 мм. За окончательное значение принимается среднее арифметическое. На этом измерения заканчивают и приступают к камеральной обработке примыкания. Она складывается из контроля правильности измерений решения соединительного треугольника и вычисления дирекционного угла и координат.
Контроль измерений элементов соединительного треугольника осуществляется сравнением расстояния между отвесами полученного из непосредственных измерений и вычисленного по формуле
с² = а²+b2 – 2аbcos γ
Для треугольников у которых γ 5° и b:с 2 пользуются более простой формулой
Разность измеренного и вычисленного расстояний между отвесами не должна превышать 3 мм при примыкании на поверхности и 5 мм – при примыкании в шахте.
Решение соединительного треугольника – это вычисление углов a и при отвесах по известным трем сторонам и углу γ. Вычисление производится по формулам синусов
В случае когда 2 и а>178 (или наоборот) можно использовать упрощенные формулы.
После вычисления углов при отвесах находят угловую навязку в треугольнике и распределяют ее поровну на вычисленные углы.
Вычисление дирекционного угла начальной стороны и координат начального пункта подземной опорной сети производится по обычным формулам обработки теодолитного хода.
Достоинством примыкания соединительным треугольником является прежде всего простая схема выполнения измерений и вычислений. Кроме того этот способ позволяет получить довольно высокую точность примыкания за счет создания треугольника выгодной формы и тщательного выполнения измерений. Поэтому при производстве ориентирно-соединительной съемки через один ствол геометрическим методом примыкание почти всегда осуществляется соединительным треугольником. Лишь при невозможности создания треугольников выгодной формы пользуются другими способами примыкания. Для контроля ориентирно-соединительная съемка через один ствол выполняется дважды (при двух положениях отвесов). Если фактическая разность двух определений дирекционного угла αС1D1 не превышает 3' а расхождение в определении координат точки С1 – 5 см то за окончательное значение принимают среднее арифметическое.
Организация работ и меры безопасности при ориентирно-соединительной съемке через один вертикальный ствол.
На время выполнения ориентирно-соединительной съемки останавливается всякое движение подъемных сосудов в стволе что нарушает нормальный производственный процесс шахты или рудника. Поэтому маркшейдер обязан заранее тщательно продумать организацию и методику выполнения работ чтобы свести вынужденную остановку подъема к минимуму.
Все работы по ориентирно-соединительной съемке разделяют на два вида: а) подготовительные которые могут и должны быть выполнены до остановки подъема; б) основные которые могут быть выполнены только после остановки подъема.
К подготовительным работам относятся:
Выбор схемы ориентирно-соединительной съемки т.е. мест расположения отвесов и способов решения задач проектирования и примыкания.
Подготовка и проверка всех инструментов и снаряжения необходимых для производства работ.
Закрепление точек примыкания к отвесам и их привязка к подходным пунктам на поверхности и к пунктам подземной опорной сети.
Выбор мест закрепления лебедок блоков центрировочных пластинок брусьев для шкал.
Подготовка материалов для перекрытия зумпфа и устья ствола.
Основные работы осуществляются двумя группами исполнителей одна из которых находится на поверхности а другая – в шахте. Работа обеих групп должна выполняться в соответствии с заранее установленной очередностью и с соблюдением мер безопасности. Для обеспечения согласованной работы обеих групп ориентируемый горизонт должен быть связан с поверхностью телефонной связью. Во время производства работ не допускается нахождение в надшахтном здании и возле ствола в шахте лиц непосредственно не участвующих в ориентировании.
Обычно ориентирно-соединительную съемку выполняют в следующем порядке:
Спускают в шахту людей и необходимое оборудование.
Освобождают ствол от подъемных сосудов.
Перекрывают зумпф и устье ствола сплошными полками из прочных досок. Для пропуска проволоки в них оставляют отверстия диаметром не более 10-15 см.
Устанавливают лебедки блоки и центрировочные пластинки.
Спускают отвесы с легкими грузами (3-5 кг) на ориентируемый горизонт. Скорость спуска не должна превышать 1мс. Руководитель работ обязан проверить всю проволоку пропустив ее «через руку». В процессе спуска (подъема) отвесов не допускается нахождение людей вблизи ствола на горизонте горных работ.
По окончании спуска подземная группа приступает к работе в стволе шахты. Об этом руководитель группы должен предупредить находящихся на поверхности. Они в свою очередь обязаны предельно осторожно работать над стволом не допуская падения в него инструментов кусков породы и других предметов которые могут стать причиной травмы.
На ориентируемом горизонте спускаемые грузы заменяют рабочими грузами которые погружают в успокоитель.
Закрепляют центрировочные тарелки для наблюдения качаний отвесов.
Проверяют отвесы «почтой».
Наблюдают качания отвесов и закрепляют их в положении покоя по вычисленным средним отсчетам.
Измеряют угловые и линейные элементы соединительных фигур на поверхности и в шахте.
Сравнивают для контроля измеренные расстояния между отвесами на поверхности и в шахте.
По окончании измерений рабочие грузы заменяют легкими а оборудование демонтируют.
Общие затраты времени на ориентирно-соединительную съемку зависят от условий производства работ и составляют обычно 15 – 2 смены.
Ориентирно-соединительная съемка через один вертикальный ствол с использованием гирокомпаса.
При выполнении ориентирно-соединительной съемки через один ствол с помощью двух отвесов главная трудность состоит в необходимости особо тщательного решения задачи проектирования. На проектирование затрачивается обычно основная часть рабочего времени но несмотря на это точность передачи дирекционного угла в шахту двумя отвесами остается по современным понятиям невысокой из-за небольшого расстояния между отвесами.
Наличие маркшейдерского гирокомпаса позволяет осуществлять ориентирно-соединительную съемку через один ствол значительно более производительным и точным методом. Главная особенность этого метода состоит в том что задачи центрирования и ориентирования подземной опорной сети решаются раздельно. При этом передача координат как и в обычном способе осуществляется с помощью отвеса а определение дирекционного угла – путем гироскопического ориентирования т.е. независимо от решения задачи проектирования.
Работы по съемке выполняются в три этапа:
)проектирование точки с поверхности в шахту;
)примыкание на поверхности и в шахте;
)гироскопическое ориентирование первой стороны подземной опорной сети.
Проектирование осуществляется с помощью одного отвеса опускаемого в шахтный ствол.
Ориентирно-соединительная съемка через два вертикальных ствола.
При ориентирно-соединительной съемке через два вертикальных ствола геометрическую связь поверхностной и подземной съемок осуществляют с помощью двух отвесов опускаемых по одному в каждый ствол. В этом случае расстояние между отвесами исчисляется десятками и даже сотнями метров благодаря чему значительно уменьшается угловая погрешность проектирования.
Таким образом основным достоинством ориентирно-соединительной съемки через два ствола является незначительная угловая погрешность проектирования. Поэтому в практике маркшейдерского дела при наличии двух сообщающихся вертикальных стволов принято производить ориентирно-соединительную съемку способом через два ствола. Если учесть что большинство шахтных полей вскрывается не менее чем двумя вертикальными стволами то станет ясно что рассматриваемый способ весьма распространен в маркшейдерской практике.
Ориентирно-соединительная съемка через два вертикальных ствола слагается из следующих операций: а) проектирование точек с поверхности на горизонт горных работ; б) примыкания к отвесам на поверхности с целью определения их координат х у; в) примыкания к отвесам в шахте; г) вычислений.
Проектирование точек в рассматриваемом способе осуществляется преимущественно с помощью свободно висящих неподвижных отвесов. Лишь при расстояниях между отвесами менее 50 м следует для повышения точности проектирования производить наблюдение качаний отвесов по шкалам.
Примыкание к отвесам на поверхности может быть осуществлено по двум схемам. Первая из них применяется когда оба ствола расположены на одной промплощадке и расстояние между ними невелико. В этом случае от подходного пункта 6812 к отвесам прокладываются теодолитные ходы с числом сторон в каждом не более трех.
Измерение углов и длин в ходах производится инструментами и методами принятыми для полигонометрии 2 разряда.
Вторая схема используется при большом расстоянии между стволами. В этом случае к каждому из стволов предварительно вставляется подходной пункт. От этих пунктов до отвесов опущенных в шахту прокладываются теодолитные ходы. Число сторон в каждом из них также не должно превышать трех.
Примыкание к отвесам на горизонте горных работ осуществляется между ними теодолитного хода. Он должен быть по возможности вытянутым вдоль створа отвесов и иметь наименьшую протяженность. При прокладке хода соблюдаются нормы точности предусмотренные для подземных опорных сетей.
При осуществлении примыкания основная часть теодолитных ходов на поверхности и в шахте прокладывается заранее а после спуска отвесов производится лишь непосредственная привязка к ним. Для этого измеряются угол на последней точке теодолитного хода и расстояние от нее до отвеса (например угол на точке 1 и расстояние А1 при примыкании к отвесу А в шахте).
Вычисление ориентирно-соединительной съемки через два ствола производят в такой последовательности:
По результатам измерений на поверхности вычисляют координаты обоих отвесов хА уА хВ уВ. По координатам находят дирекционный угол створа отвесов аАВ и расстояние между ними с. Вычисления производят по формулам
Вводят условную систему координат хАу. Начало системы принимают в точке А а ось абсцисс направляют по первой стороне подземного теодолитного хода. Тогда
хА = уА = 0; аА-1 = 0°0000.
По этим исходным данным вычисляют условные координаты всех вершин подземного теодолитного хода в том числе отвеса В.
По условным координатам отвесов А и В находят дирекционный угол створа отвесов аАВ в условной системе координат и расстояние между ними с. Вычисление производят по формулам:
Вычисляют дирекционный угол первой стороны подземного теодолитного хода в истинной системе координат (принятой на поверхности). Для вычислений используют формулу
Вычисляют координаты всех вершин подземного теодолитного хода и отвеса В в истинной системе. В качестве исходных для вычислений принимают координаты отвеса А полученные из примыкания на поверхности и дирекционный угол первой стороны найденный по формуле.
Сравнение координат отвеса В полученных из примыкания на поверхности и из подземного теодолитного хода служит дополнительным контролем измерений и вычислений.
5.Применение профилографа СПШ для профилировки стволов.
Станция профилирования стволов шахт (СПШ) предназначена для оперативного и планового контроля геометрических параметров жестких направляющих проводников.
Станция применима для измерений при всех известных расположениях двух и четырех рельсовых коробчатых и деревянных направляющих проводников.
Измерительные приборы и механизмы станции изготавливаются индивидуально для предприятия в зависимости от типа и размеров проводников.
В конструкции станции реализованы безинерционные способы и устройства измерений профилей проводников.
В совокупности с новой системой электронного считывания и компьютерной обработкой измеренных параметров практически полностью автоматизированы измерительные вычислительные и графопостроительные работы.
Все приборы станции размещаются на крыше или смотровой площадке подъемных сосудов и после соответствующей настройки работают в автоматическом режиме однако рекомендуется сопровождение двух специалистов для контроля работоспособности приборов и оборудования. По мере накопления опыта работы возможно в отдельных случаях когда нахождение людей на подъемном сосуде затруднено (противовесное отделение) выполнение профилировок без сопровождения.
Рабочий режим станции осуществляется только при нисходящем движении подъемного сосуда. При сопровождении скорость движения в соответствии с едиными правилами безопасности не должна превышать 03 мсек хотя по техническим характеристикам при идеальном техническом состоянии проводников (без наростов соли и ржавчины) на металлических проводниках станция может работать при скорости до 1 мсек.
Станция предназначена для измерения профилей с известными параметрами планового расположения проводников на начальном и конечном пунктах измерений и не может быть применена для получения "висячего" профиля определения искривлений стволов вертикальных шахт а также для передачи высотных отметок.
Станция является переносным периодически применяемым измерительным электрическим прибором общего назначения укомплектованным отдельными приборами не имеющими нормально искрящих частей. Станция предназначена для работы во всех шахтных стволах ПО”Беларуськалий”.
Технические показатели.
Основные технические показатели и характеристики приведены в таблице.
-глубина ствола шахты
-температура воздуха в стволе шахты
-влажность воздуха в стволе шахты
-расстояние между проводниками (колея)
-отделения стволов шахт
-расположение проводников
на зонте или смотровой площадке подъемного сосуда
клетевое скиповое противовесное
рельсовые Р38 и более коробчатые и деревянные до 220 х 220 мм
лобовое – 2 проводника
-отклонений проводников от вертикали при плавном изгибе на глубине 3 м
-отклонений от проектной ширины проводника
-отклонений от проектной колеи проводников
Ориентировочное время
-профилировки одного отделения ствола с двумя проводниками глубиной 1000 м
-в т.ч. - монтаж станции
-исходные измерения на "0" горизонте
-профилирование при U=03 мсек
-конечные измерения на нижнем горизонте
-непредвиденные операции
Pentium – 133 ММХ256 L2 Cache16 Mb RAM1.6 Gb HDD3.5 FDD1Mb SVGA DS Color20x CD-ROMSound Card 16 bit
Дискретность преобразователей угловых перемещений ПУФ
00 импульсов за один оборот вала
Источник электропитания
Два аккумулятора от шахтных головных светильников напряжением 75 В питание компьютера от собственного аккумулятора
Потребляемая мощность при включенном положении приборов
Время разрядки шахтных аккумуляторов в непрерывном рабочем режиме до 6 В
Ресурс электропитания компьютера от собственного аккумулятора
Обслуживающий персонал
Погрешности определения:
-отклонений проводников от вертикали на смежных ярусах
-проходимого каретками пути по глубине без корректировки в программе по фактической глубине
-после уравнивания пути
Станция профилирования стволов шахт (СПШ) представляет сложный высокоточный измерительный прибор в составе следующих механизмов:
Каретки № 1 и № 2 (Рис.) для измерения профилей и колеи направляющих проводников а также расстояний по глубине ствола шахты.
Электронный регистратор с блоком электропитания и компьютером NOTEBOOK с компановкой в одном корпусе (Рис.).
Каретки являются основными измерительными приборами в составе станции СПШ. С помощью их производятся все измерения.
Практически устройство кареток одинаково но каретка № 2 зеркально отображает каретку № 1 и имеет некоторое отличие в механизмах в нижней части.
Общая длина каретки 1777 мм а при снятых наконечниках 1237 мм.
Функционально все механизмы каретки расположены на трех уровнях и расстояния по осям между ними составляет 8333±05 мм.
На верхнем и нижнем наконечниках расположены по три ролика: лобовой и два боковых один из которых является прижимным.
В середине каретки расположены два механизма измерения прогибов проводника с двумя подвижными роликами - в лобовой и боковой плоскости.
На нижних наконечниках расположены механизмы:
-измеритель пройденного пути;
- отметчик ярусов армировки;
- барабан с запасом лавсановой ленты 45 м для измерителя.
Все ролики кареток имеют диаметр 53 мм. Лобовые ролики имеют ширину 50 мм а все боковые ролики - 20 мм.
В середине корпуса каретки размещены два механизма измерения стрел прогибов (изгибов): направляющего проводника в лобовой и боковой плоскостях.
Измерители лобовой колеи состоит из:
- шкива диаметром 53 мм по ручью;
- капроновой нити d=0.8 мм;
- лавсановой ленты шириной 13 мм;
- барабана для намотки ленты;
- ПУФа (преобразователь угловых измерений).
Запас лавсановой ленты на барабанах – 45 м. При лобовом расположении проводников возможны случаи когда лента будет касаться прицепных устройств подъемного сосуда. В этом случае допустим «излом» прямой из расчета: 03 м на длине 17 м.
Раздвижные установочные штанги.
Раздвижная штанга 5 (Рис.) служит для закрепления каретки на подъемном сосуде и необходимого прижима каретки к проводнику.
Штанга состоит из двух скользящих стальных квадратных труб сечением 24х26 мм основания и двух стяжных пружин.
Блок регистрации (Рис.) включает:
- электронный регистратор;
- компьютер типа NOTEBOOK.
Блок регистрации выполнен в корпусе из дюралюминиевых листов с тремя отсеками. В одном герметичном отсеке расположен электронный регистратор в другом - с крышкой - компьютер. В третьем разъемном нижнем отсеке - блок питания.
Электронный регистратор предназначен для питания датчиков счета импульсов генерируемых схемой датчиков на выходе преобразования полученных данных в соответствии с протоколом обмена асинхронного последовательного интерфейса передачи данных на компьютер по протоколу асинхронного последовательного интерфейса.
Панель управления и индикации блока располагается на лицевой панели блока.
Компьютер размещается во втором отсеке и закрепляется на задней панели блока.
Источниками потребления электроэнергии являются:
- компьютер NOTEBOOK (свой встроенный аккумулятор на 14 V);
- электронный регистратор с ПУФ (7 шт).
Требуемое рабочее напряжение постоянного тока составляет: электронный регистратор – 75 В; ПУФ - 5 В.
Общая потребляемая мощность - 16 Вт.
В качестве источника электроэнергии предусмотрены два аккумулятора от шахтных головных светильников марки ЗШНК-10-05 или ЗШНК-10М05. Общее выходное напряжение 72-75 В емкость батарей не менее 10 Ач. Аккумуляторами станция комплектуется на местах работ из числа имеющихся на рудниках и шахтах.
Стабилизатор напряжения на 5 В установлен в электронном регистраторе. Станция сохраняет работоспособность при посадке напряжения в батареях до 6 В. В режиме нормально заряженных батарей разрядка батарей происходит на 001 Вмин. Емкость батарей обеспечивает непрерывную работоспособность станции в течение 25 часов что позволяет выполнить две профилировки при глубине ствола 1000 м. Однако при низких температурах воздуха в стволе (2-10оС) разряд батарей идет более интенсивно и время сокращается до 2-15 часа.
Методика измерений и вычислений параметров.
Единым принципом для всех измерителей в станции СПШ является преобразование линейных измерений в угловые величины с помощью ПУФ дискретность которых составляет 1000 импульсов на один оборот вала. Это решение позволило автоматизировать процессы измерений передачи информации и применить компьютерную технологию для обработки измеренных данных уравнивания результатов вычислений с выдачей через принтер исполнительной табличной и графической документации соответствующей требованиям инструкций.
Измерения и построения профиля проводника принципиально отличается от существующих способов и основано на измерениях через 83333 мм стрел прогибов проводника относительно жесткой прямолинейной базы каретки 16667 мм.
Имея стрелы прогиба (h) через 0833 м по всей глубине ствола профиль вычисляется по формуле:
а = 2аn - аn-1 - 2hn где:
а - величины отклонений проводника от условной вертикали мм.
h - стрелы прогиба мм.
В натуре процесс вычислений очень сложный т.к. помимо приведенной формулы необходимы предварительные вычисления места нуля каждого механизма при каждой прокатке уравнивания профилей по размерам фактической колеи и внесении поправки за разность координат проводника на нулевом и нижнем горизонтах.
Измерения стрел прогибов проводников осуществляется подпружиненными центральными лобовым и боковым роликами с передачей поворотными роликами и секторами редуцированных угловых перемещений на ПУФ. Разрешающая способность ПУФ при этом составляет 002 мм.
Расстояние (колея) между проводникам.
Расстояние между проводниками (колея) измеряется в угловых величинах с помощью поворотного шкива на каретке №1 и подпружиненной ленты перекинутой через шкив и другим концом жестко закрепленной на другой каретке. При изменении колеи шкив поворачивается на угол G и разница в расстояниях вычисляется по формуле:
dL = PI * D * G360 где:
D - диаметр желоба шкива мм;
G - угол поворота шкива град.
Глубина ствола измеряется ходовым роликом на каретке № 1. Отрезок пути пройденный кареткой по проводнику вычисляется по формуле:
D - диаметр маховика равный 53 мм;
n - число оборотов ролика.
Отрезки глубины в 0833 м фиксируются и передаются в электронный регистратор точно через пять полных оборотов маховика а погрешность считывания в ПУФ составляет 11000 оборота или 0167 мм пути.
Вся обработка результатов измерений вычислений и уравнивания заложена в программе предустановленной в компьютере NOTEBOOK и каких-либо ручных вычислений при этом не требуется.
Программное обеспечение.
Требования к общесистемному программному обеспечению:
Norton Commander 4.0 и выше;
Комплекс программных средств СПШ включает:
- программу драйвер обмена данными по линии регистратор-компьютер;
- программу-интерфейс включающую возможности: редактирования исходных данных просмотра и распечатки таблицы установочных коэффициентов распечатки титульного листа обработки измерений предварительного просмотра графики и редактирования файлов измерений.
- программа преобразования данных из файла промежуточного обмена в файл формата графического документа системы AutoCad.
Методика выполнения работ по профилированию ствола.
Установка крепежных скоб.
В первую очередь за 2-3 дня до намечающихся работ по профилировке на крыше или смотровых площадках подъемных сосудов закрепляются на сварке скобы (сохраняются на подъемных сосудах для последующих переодических работ по профилированию ствола) для закрепления на них двух установочных штанг для кареток (Рис.1). Эти работы выполняются в присутствии специалиста-маркшейдера ответственного за эксплуатацию станции. Чертежи скоб заранее направляются исполнителем работ и изготавливаются заказчиком работ.
Производство измерений перед началом профилирования.
Для получения исходных данных на нулевом горизонте при двух проводниках измеряются следующие параметры:
Рулеткой измеряется расстояние между лобовыми гранями проводников с точностью 05 мм на нулевом горизонте.
Рулеткой привязывается положение по высоте от нулевого горизонта до оси ходового ролика каретки № 1 до известного положения ближайшего расстрела или другой отметки с точностью 01 м.
Все данные измерений записываются в соответствующие колонки разграфленного полевого журнала.
По данным маркшейдерской службы в титульный лист также заносятся отклонения проводников в двух плоскостях от проектного положения на нулевом горизонте. При отсутствии таковых данных за отклонения принимаются (пример):
- в лобовой плоскости:
колея проектная 1700 мм
колея фактическая 1710 мм
отклонения составят по + 5мм;
- в боковой плоскости:
принимаются нулевые значения.
Работы по профилированию.
Проверяется плотность прилегания всех лобовых и боковых роликов к проводникам.
Освобождается зажим лавсановой ленты на намоточном шкиве каретки № 2 лента вытягивается до каретки № 1 и зацепляется за петлю подпружиненной капроновой нити обхватывающей шкив измерителя колеи. Намоточным шкивом нить измерительного шкива вытягивается примерно на 13 свободного хода т.е. на 30 мм и зажимается. При колее соответствующей проектной величине в этом случае будет обеспечен диапазон измерений колеи от -30 мм до +60 мм к проектной. При других исходных данных по колее необходимо скорректировать длину вытяжки ленты.
На рабочей площадке в удобном месте под прикрытием предохранительного зонта размещается блок регистрации. Соединительные кабели при этом должны свободно достигать центральные разъемы кареток.
Все кабели от приборов по маркировке подсоединяются через разъемы к блоку регистрации.
На каретки необходимо установить предусмотренные конструкцией предохранительные козырьки и закрепить их на корпусе.
После полной установки станции подключения кабелей и окончания предварительных измерений т.е. в момент полной готовности станции к спуску следует:
- нажать кнопку ВКЛ блока регистрации и дать время 2-3 мин на прогрев датчиков;
- нажать кнопку "0" блока регистрации для обнуления всех счетчиков для перехода в состояние начала измерений;
- включить компьютер после чего произойдет:
- загрузка операционной системы MS DOS 7.0;
- загрузка внутренних драйверов;
- загрузка оболочки Norton c выводом ее меню (на дисплее будет выведено меню содержащее наименование директорий).
По окончании загрузки компьютер переходит в состояние готовности выполнять программы.
- войти в директорию SPH (навести курсор на соответствующую строку и нажать ENTER);
- нажать клавишу F2 (в квадратной рамке появится меню);
- нажать клавишу 1 (произойдет запуск программы драйвера SPHRSH.EXE R и на экране появится запрос: Введите имя профилировки (1-8 символов);
- ввести имя профилировки и нажать ENTER (на экране появится строка: Принято от регистратора 0.83x м: 0).
С этого момента станция СПШ готова к производству измерений.
Подать команду на подъем подъемного сосуда на 15-20 м для обеспечения прилегания кареток в рабочем режиме и далее - команду на его спуск со скоростью 0.3 мсек (отсчет метров сопровождается звуковым сигналом компьютера).
Передача данных осуществляется по прохождении каждого 083 м интервала. Факт передачи индицируется на панели регистратора через один метр индикатором 10 (Рис.2) при этом на индикаторе показывается значение пройденного пути от точки первоначальной установки кареток.
При необходимости отметки в журнале каких-либо данных по состоянию армировки и крепи ствола нажатием кнопки 11 «СТОП» на блоке регистрации фиксируется глубина ствола повторным нажатием этой же кнопки индикатор возвращается к выводу текущих значений глубины.
В случае непредвиденной остановки подъемного сосуда на время не более 4 мин все приборы остаются в рабочем режиме при более длительном сроке остановки необходимо остановить все работы частично демонтировать станцию и выехать на поверхность.
Работы после окончания профилирования.
Для записи профилировки на диск и выхода из программы профилирования следует через 6 мин (и больше) после остановки подъемного сосуда:
- при наличии на подъемном сосуде операторов: нажать кнопку ТЕСТ на блоке регистрации (запись последнего метра и выход из программы произойдет автоматически);
- при безлюдной профилировке (в противовесном отделении): дать команду на подъем противовеса (запись последнего метра и выход из программы также произойдет автоматически).
Выключить блок регистрации (кнопкой ВКЛ).
Снять каретки К1 и К2 с проводников и штанг или отвести их и зафиксировать.
Для контроля выполнить измерения колеи проводников на уровне нижних роликов измерить расстояние от ходового ролика до г.р. околоствольного двора или другой точки с известной отметкой и записать их на чистом листе полевого журнала.
Все демонтированное оборудование разместить на рабочей площадке подъемного сосуда или в клети и вместе с маркшейдерами-операторами поднять на поверхность.
На поверхности следует:
отсоединить кабели от блока регистрации;
выключить компьютер;
выполнить окончательный демонтаж приборов и кабелей предварительно устранить с них воду и грязь и доставить станцию в помещение (маркшейдерский отдел или др.) где окончательно выполнить работы по чистке прибора.
Предварительный просмотр графики:
Данная функция позволяет осуществлять предварительный просмостр 10 графиков по результатам последнего обработанного файла (в текущем сеансе работы с основным интерфейсом):
Анализ погрешностей определения данных при профилировании.
Погрешности определения искомых данных при профилировании стволов шахт в основном складываются из следующих величин:
- погрешностей измерений;
- погрешностей вычислений;
- погрешностей графических построений.
Погрешности вычислительных и графопостроительных работ не следует учитывать т.к. указанные операции решаются программными средствами с использованием компьютера и принтера с исключением ручного труда.
Погрешности измерений возникают по следующим причинам:
- точности механического изготовления деталей и сборки измерительных механизмов конструкции этих механизмов и естественно установки их на каретках и подъемном сосуде;
- разрешающей способности фотоэлектрических преобразователей угловых перемещений (ПУФ) с дискретностью 1000 импульсов на один оборот вала;
- состояния армировки и подъемных сосудов в статическом и динамическом состоянии.
Все детали измерительных механизмов изготовлены на приборостроительном заводе с применением станков с ЧПУ и отличаются высоким уровнем исполнения. Допуски по выточке и центровке осей валов втулок и роликов не превышают 002 мм а при сборке узлов из них допуски выдерживались в пределах 005 мм. При сборке рамных и линейных конструкций допуски выдержаны 05 мм.
В дальнейшем при расчетах погрешностей определения величин указанные выше допуски приняты в качестве исходных данных.
Погрешность определения пройденного пути ходовым роликом (Пп).
Диаметр ходового ролика подобран 530 мм и погрешность прямого измерения составит 1500 но результат пройденного пути (по глубине) уравнивается по фактическим глубинам программными средствами.
Погрешность определения стрелы прогиба (изгиба) и профиля проводников (Пс).
Б - "биение" измерительного ролика ( 005 мм);
С - от несоосности оси вращения рамки относительно прямой соединяющей оси опорных роликов на 1667 метровой базе - место нуля;
З - от неточности ( 05 мм) изготовления жесткой базы (16667 мм) каретки и мест расположения центральных роликов (0833 мм);
П - от погрешности измерения ходовым роликом пройденного пути;
Т - от проскальзывания нити на осевом винте ПУФа;
Р - разрешающая способность ПУФ.
Величины С и Т определяются и исключаются из дальнейших вычислений программными средствами методом "скользящего окна" и в данном разделе методика не приводится из-за ее сложности. Экспериментально исследовано что погрешность в определении "места нуля" и следовательно суммарной погрешности С и Т не превышает 005 мм.
Величина З определяется из выражения:
З = 05 мм х SIN = 000015 мм
- максимальный угол изгиба проводника соответствующий 25 мм на 0833 мм длины.
Погрешность (П) по своей сути сходна с погрешностью (З) т.к. на основании показаний ходового ролика через 5 оборотов выдается команда на съем показаний со всех датчиков. Ошибка измерения пройденного пути 1500 и следовательно опять же возникает ошибка по величине базы каретки:
Суммарная погрешность определения стрелы прогиба составит:
Пс = Б2 + (С+Т)2 + З2 + П2 + Р2 =
= 0052 + 0052 + 0000152 + 000032 + 0021982 = 0074 мм.
Указанная величина предопределяет погрешность в величинах отклонения проводника от вертикали между ярусами (Пя) при пролетах:
м Пя = 0074 мм х 22 = 030 мм;
м Пя = 0074 мм х 32 = 067 мм;
м Пя = 0074 мм х 42 = 118 мм.
Профиль проводника в середине ствола шахты после уравнивания будет иметь наибольшую погрешность и составит при пролете между ярусами 3 м и глубинах ствола:
00 м 067 мм = 86 мм.
Погрешность определения колеи проводников (Пк)
А - от несоблюдения диаметра шкива расчетному ( 005 = 016 мм)
Р - разрешающая способность ПУФ ( 0166)
Б - "биение" опорных роликов (2 шт.по 005 мм)
В- от смещения оси шкивов относительно осей нижних роликов.
Измерители колеи находятся выше осей нижних роликов на 017 м и в этом случае возникает несоответствие измерений колеи фактической т.к. измерения ведутся от условной прямой соединяющей оси верхних и нижних роликов.
По результатам работ выявлено что при максимальной стреле прогиба 25 мм ошибка В в измерениях может достигать: ±044 мм.
Суммарная погрешность в определении колеи проводников составит:
Пк = А2 + Р2 + Б2 + Б2 + В2 = 0162 + 01662 + 0052 + 0052 + 0442 = 05 мм
Техника безопасности при производстве профилировок с применением станции СПШ.
Работы по профилировке ствола (отделения) шахты производятся по графику или распоряжению утвержденному руководством рудника (шахты).
При производстве сварочных работ по закреплению скоб руководствоваться «Инструкцией по производству сварочных и газопламенных работ в подземных выработках и надшахтных зданиях приложение к ЕПБ при разработке рудных нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом».
В отделении ствола где производится профилировка должна иметься надежная сигнализация для связи находящихся на подъемном сосуде людей с машинистом подъема.
Во время профилировки запрещается ведение ремонтных работ во всех отделениях ствола и копровой части а также работа грузовых подъемов.
Люди находящиеся на подъемном сосуде должны иметь предохранительные пояса закрепленные за подъемный канат или прицепные устройства и располагаться под предохранительным зонтом.
При профилировке с операторами на подъемном сосуде скорость движения подъемного сосуда не должна превышать 03 мсек (требования ЕПБ).
Запрещается производство ручных измерений при движении подъемного сосуда а также при его остановке с выходом за пределы рабочей площадки.
Применяемые напряжения электропитания станции СПШ до 7.5 В не являются опасными и требования электробезопасности в связи с этим не предъявляются за исключением угольных шахт. На угольных шахтах в процессе профилирования запрещается вскрывать блок электропитания для устранения неполадок или отсоединять кабель питания на 75 В менять предохранитель на 3 А. Все эти работы допустимо выполнять только на поверхности с соблюдением Правил безопасности.
Весь мелкий инструмент и запасное снаряжение должны находиться в ящике от концевиков кареток.
Применение станции СПШ в шахтах опасных по газу и пыли на исходящей струе не допускается.

ЛИСТ ПРОФИЛОГРАФА.doc

размещения профилографа СПШ на подъемном сосуде.
Основные технические показатели профилографа СПШ.
-глубина ствола шахты
-температура воздуха в стволе шахты
-влажность воздуха в стволе шахты
-расстояние между проводниками (колея)
-отделения стволов шахт
-расположение проводников
на зонте или смотровой площадке подъемного сосуда
клетевое скиповое противовесное
рельсовые Р38 и более коробчатые и деревянные до 220 х 220 мм
лобовое – 2 проводника
-отклонений проводников от вертикали при плавном изгибе на глубине 3 м
-отклонений от проектной ширины проводника
-отклонений от проектной колеи проводников
Ориентировочное время
-профилировки одного отделения ствола с двумя проводниками глубиной 1000 м
-в т.ч. - монтаж станции
-исходные измерения на "0" горизонте
-профилирование при U=03 мсек
-конечные измерения на нижнем горизонте
-непредвиденные операции
Pentium – 133 ММХ256 L2 Cache16 Mb RAM1.6 Gb HDD3.5 FDD1Mb SVGA DS Color20x CD-ROMSound Card 16 bit
Дискретность преобразователей угловых перемещений ПУФ
00 импульсов за один оборот вала
Источник электропитания
Два аккумулятора от шахтных головных светильников напряжением 75 В питание компьютера от собственного аккумулятора
Потребляемая мощность при включенном положении приборов
Время разрядки шахтных аккумуляторов в непрерывном рабочем режиме до 6 В
Ресурс электропитания компьютера от собственного аккумулятора
Обслуживающий персонал
Погрешности определения:
-отклонений проводников от вертикали на смежных ярусах
-проходимого каретками пути по глубине без корректировки в программе по фактической глубине
-после уравнивания пути

Лист 2 Вскрытие и.dwg

Развед. выработка №13
Развед. выработка № 11
Выемочный штрек №2 блока 118
Выработка склад. соли
Исследовательская выработка
Исследрвательская выработка
юго-восточная панель
Конвейерный штрек нижней лавы 38
Техническая граница шахтного поля 2РУ
Граница предохранительногобарьерного целика 2РУ утв. гл. инженером РУП "ПО"Беларуськалий" 30.05.2002г.
Главное западное направление
-а сев.-западн.панель
Гл.сев.-вост.направл.
Развед. выработка №4
Развед. выработка №23
Развед. выработка №3
северо - западная панель
северо-западная панель
-а северо-западная панель
Республика Беларусь.
Белорусский государственный концерн
Год сдачи в эксплуатацию 1967
Пласт 3 калийного горизонта
РУП "ПО "Беларуськалий".
Дата последнего пополнения на 1.09.08г.
Второе рудоуправление. Рудник.
Гл.запад. направление.
-а сев.-вост. панель
Разведочная выработка№1
юго - западная панель
Гл.южное направление
Развед. выработка №9
Развед.выработка №10
Развед. выработка №12
Развед.выработка №13
юго - западное направление
Развед.выработка №14
Развед.выработка №15
Условные обозначения:
ведущиеся в I кв. 2009г.
ведущиеся во II кв. 2009г.
ведущиеся в III кв. 2009г.
ведущиеся в IV кв. 2009г.
Контур подсчета запасов по категории "А"по состоянию
Контур подсчета запасов по категории "С1" утв.ГКЗ в 1962г.
Контур подсчета запасов по категории "С2" утв.ГКЗ в 1962г.
Контур выклинивания калийного горизонта по данным
подземных геологоразведочных работ.
Предполагаемый контур выклинивания калийного горизонта по данным
опасной по возможному скоплению газов.
Тектонические нарушения
установленные по результатам геологоразведочных работ.
Предполагаемый контур тектонических нарушений
по данным поверхностных геофизических исследований.
Проектные пункты бороздового опробования.
Проектные пункты радиометрического опробования.
Проектные скважины подземного бурения.
Контур площадей балансовых запасов
погашаемых в 2008г.
Схема вскрытия и подготовки проектируемого рудника
Главный вент.штрекN1
Расположение выработок главного направления
Транспортный штрек панели
Схема подготовки и вентиляции
Схема транспорта руды
Главный вентиляционный штрек
Главный трансп. штрек
Разгрузочный штрек лавы
Вентиляционный штрек
Конвейерный штрек лавы
Забойный конвейер EKF-3
Конвейерный штрек панели
Направление отработки

Лист3 Вскр и отраб.dwg

Подсти- лающая каменная соль
Нижний сильвини- товый слой
Промежу- точная каменная соль
Верхний сильвини- товый слой
Покры- вающая каменная соль
Геологическая колонка
Привязка кровли (почвы)
Геологический разрез
Рудник 4 Рудоуправления
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ПРОЖИЛКАМИ ГЛИНЫ
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ СИЛЬВИНИТА
КАМЕННАЯ СОЛЬ ПЕСЧАНИКОВИДНАЯ
СИЛЬВИНИТ С ПРОЖИЛКАМИ КАМЕННОЙ СОЛИ
СИЛЬВИНИТ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ ГЛИНЫ
Условные обозначения
Столбовая система разработки комплексом SL-300
Положение оборудования при выемке полосы.
Положение после выемки полосы
Положение оборудования перед проходом комбайна.
Забойный конвейер "ЕКФ-3
Технологическая схема работы комплекса
Вентиляционный штрек
Зарубка комбайна косым заездом 2.Концевые операции на бортовых штреках 3.Выемка полосы комбайном 4.Передвижка крепи за комбайном 5.Снятие нижнего уступа 6.Отгон комбайна с задвижкой конвейера 7.Обслуживание комбайна 8.Ремонтная смена

2.Горнотех.doc

2. Г О Р Н О Т Е Х Н О Л О Г И Ч Е С К А Я Ч А С Т Ь
1. Режим работы рудника и обоснование его проектной мощности
Согласно требованию “Норм технологического проектирования предприятий калийной и соленой промышленности” минимальный срок службы должен составлять не менее 40 лет.
Принимаем срок службы рудника (Тр) равным 60 лет а коэффициент разубоживания руды на основании практических данных рудника (Краз) равным 708%.
Учитывая что выше подсчитанные промышленные запасы (Vпром) составляют 381238580т производственная мощность рудника (Агод) составит:
Принимаем режим работы рудника с непрерывной рабочей неделей без выходных дней.
Число рабочих смен в сутки – 4 (три добычные смены и одна – ремонтно-подготовительная). Продолжительность рабочей недели для трудящихся занятых на подземных работах – 35 часов на поверхности – 40 часов.
Все рабочие работают пять дней в неделю с двумя выходными предоставляемыми по скользящему графику. По скользящему графику будут работать также трудящиеся тех подразделений рудника в которых требуется непрерывное присутствие работников на рабочих местах.
Режимное число дней работы рудника в течение года составит:
Ткал – календарное число дней в году Ткал = 365 дней;
Тпр – число праздничных дней; Тпр = 9 дней;
Твых – количество выходных дней принимаем Твых = 0 дней;
Тппр – плановое число дней остановки рудника на планово-предупредительный ремонт рудника в год Тппр = 14 дней.
Продолжительность смен для поверхностных рабочих принимается 8 часов для подземных – 7 часов. Из общей продолжительности смены подземные рабочие 6 часов работают непосредственно на рабочем месте и один час затрачивают на проезд от нулевой отметки ствола до участка и обратно.
2. Вскрытие и подготовка шахтного поля
Значительная глубина залегания калийного пласта его горизонтальное залегание а также необходимость пересечения мощных водоносных горизонтов по кратчайшему расстоянию предопределяет выбор вскрытия шахтного поля вертикальными стволами. Кроме того герметизация вертикальных стволов на участке пересечения водоносной зоны должна быть наиболее надежной.
Исходя из горногеологических условий месторождения и практического опыта работы калийных рудников в настоящем проекте можно применить следующие варианты схем вскрытия шахтного поля.
2.1. Возможные варианты вскрытия
вариант (рисунок №1): шахтное поле вскрывается тремя стволами расположенными в центре шахтного поля (два ствола являются скипо-клетевыми а также – воздухоподающими третий – вентиляционный).
Рис. №1 Центральная схема вскрытия
При данном варианте очистную выемку можно начинать совместно с проведением выработок главных направлений к границам шахтного поля что ускоряет начало очистных работ и благоприятно повлияет на срок окупаемости рудника.
При данном варианте когда скиповые стволы расположены в центре шахтного поля имеют место минимальные затраты на транспортировку руды от забоя к стволу.
Компактное расположение поверхностного комплекса сооружений.
Легкость соединения главного и вентиляционного стволов что позволяет быстрее развернуть очистные работы.
В связи с тем что промплощадка располагается в центре шахтного поля для ее охраны необходимо оставлять значительный целик что несёт за собой дополнительные потери.
В связи с тем что вентиляционный ствол находится в непосредственной близости с стволами вентиляция горных выработок довольно сложная.
Удлиняется путь вентиляционной струи из-за чего депрессия вентилятора возрастает на 30-40%.
вариант (рисунок №2): шахтное поле вскрыто четырьмя вертикальными стволами два из которых (клетевые) расположены по флангам два (скиповой) расположен в центре шахтного поля и является вентиляционным.
Рис. №2 Камбенированая система вскрытия
Меньшая и более постоянная депрессия.
Лучшие условия проветривания.
Меньше утечек воздуха.
Отсутствует опасность возникновения коротких токов.
Наличие дополнительных запасных выходов на поверхность.
Большое число стволов.
Увеличивается срок окупаемости рудника.
Большие потери в целиках.
Трудность обслуживания отдаленных от промышленной площадки вентиляционных стволов и вентиляторов.
Сравнив достоинства и недостатки вышеперечисленных вариантов считаю что наиболее конкурентоспособными являются первый вариант с целью окончательного выбора варианта вскрытия ниже выполним технико-экономическое сравнение.
2.2. Описание вариантов вскрытия
вариант. Центральная схема вскрытия: вскрытие шахтного поля осуществляется тремя вертикальными стволами в центре шахтного поля. Стволы расположены на расстоянии 150 метров друг от друга. Ствол №1 диаметром 70 м. – скипо-клетевой. Глубина его составляет 529 м. Вскрывает только пласт второго калийного горизонта. Служит для выдачи полезного ископаемого а также в случае необходимости спуска и подъема людей и грузов. Ствол №2 диаметром 70 м. – скипо-клетевой. Глубина его составляет 6906 м. Вскрывает пласты второго и третьего калийных горизонтов. Служит для выдачи полезного ископаемого а также для спуска и подъема людей и грузов. Ствол №3 диаметром 70м. – вентиляционный. Глубина его составляет 6362 м. Служит для удаления отработанного воздуха с двух горизонтов а также для спуска и подъема людей и грузов. Ствол оборудован лестничным отделением.
Комплекс надшахтных зданий и сооружений должен иметь компактное расположение и располагаться в непосредственной близости около стволов. Промплощадка будет иметь прямоугольную форму. Целик оставляемый под промплощадкой равен 1550000 м2 (принимаем по практическим данным).
После вскрытия горизонта будут пройдены главные подготовительные выработки горизонта (штреки) в двух главных направлениях – северо-восточном и юго-западном. Главные выработки будут состоять из пяти параллельных сближенных выработок. Центральная выработка – главный конвейерный штрек слева и справа от главного конвейерного штрека главные транспортные штреки а крайние выработки – главные вентиляционные штреки. Длина выработок северо-восточного направления – 5 км юго-западного – 55 км (до границ шахтного поля).
вариант. Комбинированная схема вскрытия: вскрытие шахтного поля осуществляется четырьмя стволами расположенными на южном и северном флангах а также в центре шахтного поля. Северный ствол №4 вскрывает третий калийный пласт на глубине 518 метров а южный №1 вскрывает второй калийный пласт – на глубине 467 метров от поверхности. Северный ствол будет являться клетевым (вентиляционным) а также южный – клетевым (вентиляционным). Глубина северного ствола составит 588 метров а глубина южного – 537 метров. Вентиляционные стволы №1 и №4 служат для спуска и подъема грузов оборудования и в случае необходимости людей.
Стволы №2 вскрывает второй калийный пласт а ствол №3 вскрывает третий калийный пласт оба ствола - скипо-клетевые служат для выдачи руды спуска и подъема людей с калийных горизонтов. Глубина ствола №2 –529 м. Глубина ствола №3 – 6906 м.
Обогатительная фабрика здания административно-бытового комбината комплекс надшахтных зданий и сооружений располагается на центральной промплощадке. Целик оставляемый для охраны центральной промплощадке равен 1200000 м2 южной и северной 900000 м2.
После вскрытия горизонта будут пройдены выработки главного направления обеспечит сбойку стволов между собой. Главные штреки тоже будут состоять из пяти выработок как и при центральной схеме вскрытия пройденных в двух главных направлениях – северо-восточном и юго-западном. Длина выработок северо-восточного направления – 5 км юго-западного – 55 км
3. Технико-экономическое сравнение вариантов вскрытия шахтного поля
Технико-экономическое сравнение будет проводиться по следующим видам затрат:
Капитальным затратам включающим:
стоимость надшахтных зданий стволов
стоимость проходки главных вскрывающих выработок
стоимость здания вентилятора главного проветривания
Эксплуатационным затратам за время существования рудника состоящих из:
затрат на транспортировку руды
затрат на подъем руды.
Ущерб вызванный потерей руды в охранных целиках.
Стоимость капитальных горных выработок находится по формуле:
n – количество выработок;
Hвыр – длинна (глубина) выработки (ствола);
Цпм – стоимость проходки 1 погонного метра выработки.
Проходка 1п.м. ствола
Надшахтное здание скипового-клетьевого ствола
Надшахтное здание клетевого ствола
Здание вентилятора главного проветривания с каналами
Проходка 1м. главных выработок (штреков)
Транспортировка руды
Прибыль с 1тонны руды
Капитальные затраты по вариантам
Расчеты капитальных затрат по первому варианту выполняем в форме таблицы 2.2. для второго варианта – таблицы 2.3.
Общий объем выработки м3
Стоимость 1 п.м. тыс.руб.
Общая стоимость тыс.руб.
Скипо-клетевой ствол №1; 2
Главный транспортный штрек
Главный конвейерный штрек
Главный вентиляционный штрек
Надшахтное здание вентиляционного ствола
Надшахтное здание скипо-клетевого ствола
Здание вентилятора главного проветривания
Стоимость1 п.м. тыс.руб.
Скипо-клетьевой ствол №2; 3
Клетевой ствол №1; 4
Надшахтное здание скипо-клетьевого ствола
Эксплуатационные затраты
Для расчета эксплуатационных затрат запасы шахтного поля разделяем на четыре части (V1 V2 V3 V4) среднее расстояние транспортировки каждой из четырех частей запасов соответственно составляет L1+L2 L3+L4 L5+L6 L7+L8.
вариант (рисунок №3).
Для первого варианта:
V1 = 77934 тыс.т. V2 = 52886 тыс.т.
V3 = 85094 тыс.т. V4 = 84211 тыс.т.
L1 = 16 км L2 = L4 = 25 км
L3 = 15 км L5 = 225 км
L6 = L8 = 275 км L7 = 22 км.
Затраты на подъем руды рассчитываются по формуле:
H – глубина скипового ствола м;
Цпод – стоимость подъема 1 тонны руды на 1м.
вариант (рисунок №4).
Для второго варианта:
L6 = L8 = 275 км L7 = 22 км
Затраты на подъем руды:
Ущерб от оставления охранного целика.
Ущерб от оставления охранного целика рассчитывается по формуле:
S – площадь охранного целика тыс.м2;
m – средняя мощность пласта м;
g - объемный вес руды тм3;
Кизвл – коэффициент извлечения руды из недр;
Краз – коэффициент разубоживания руды при добыче;
Таблица 2.4. Капитальных и эксплуатационных затраты
Затраты по вариантам тыс.руб.
Горно-капитальные затраты
Стоимость шахтных стволов
Стоимость надшахтных зданий и сооружений
Стоимость капитальных горных выработок
Итого капитальные затраты
На подземный транспорт
Итого эксплуатационные затраты
Ущерб от оставления целика
Произведем расчет затрат по вариантам
где: Ен – нормативный коэффициент эффективности вложений равный 015
Гк – горно-капитальные затраты при сооружении стволов и штреков главных направлений;
Э – эксплутационные затраты;
У – ущерб от оставления охранных целиков;
ТП – срок службы рудника;
Е – инфляционный коэффициент равный 01.
Согласно расчетам разность затрат между 1-ым и 2-ым вариантами составляет 229%. Так как разница между вариантами больше 259% (арифметическая погрешность составляет 3-6%) то в настоящем проекте принимаем 1 вариант вскрытия и подготовки шахтного поля.
вариант - вскрытие месторождения производится тремя вертикальными стволами в центре шахтного поля он является наиболее экономичным и рациональным.
4. Размещение и проходка стволов.
Стволы расположены приблизительно в центре шахтного поля с учетом расположения на поверхности населенных пунктов. Проходке стволов предшествует подготовительный период который заключается в проведении железнодорожной ветки и автомобильных дорог. На территории проектируемого рудника производится планировка поверхности подводятся две линии электропередач и строится электроподстанция (ГПП). На запланированной территории рудника строятся склады для материалов и оборудования рудника запасных частей административно-бытовой комбинат (АБК) мастерские др. здания. После подготовительного периода приступают к вскрытию шахтного поля – проходке стволов.
Исходя из типа количества и внешних размеров подъемных сосудов типа армировки поперечных сечений лестничного отделения и отделения для трубопроводов и кабелей а так же допустимых зазоров между сосудами и армировкой ствола согласно требованиям “Правил безопасности при разработке подземным способом соляных месторождений Республики Беларусь” принимаем ствол круглого сечения диаметром в свету 7 метров.
Для наших условий ствол до глубины 160 метров проходится способом замораживания далее обычным способом. Крепление ствола осуществляется усиленными чугунными тюбингами шахтного типа с толщиной стенки от 40 до 70 мм с заполнением затюбингового пространства бетоном (толщина бетонного крепления в среднем 60 см). Между тюбингами в кольцах уложены прокладки из рольного свинца толщиной 2 мм. Все болтовые соединения крепления тюбингов имеют фасонные свинцовые и стальные накладки шайбы. Тампонажные пробки также имеют свинцовые и металлические кольцевые прокладки.
Нижняя часть ствола будет облицована специальным строительным кирпичом марки "150" и "300" толщиной в один кирпич. Зумпфовая часть ствола будет закреплена чугунными тюбингами III-50 со свинцовой гидроизоляцией с заполнением затюбингового пространства бетоном марки “150” толщиной 47 см.
5. Характеристика вскрывающих выработок.
Ствол №1 пройден до II калийного горизонта оборудован скиповым и клетьевым подъемами. Двускиповая подъемная машина БЦК – 815x17 клетьевая подъемная машина ЦР – 5x35. Грузоподъемность скипов 25 тонн разгрузка донная скип с секторным затвором. Клеть типа 1НОВ400 с противовесом. Ствол предназначен для выдачи руды с II горизонта спуска и подъема грузов а также используется для подачи свежего воздуха на горизонт.
Ствол №2 пройден до III калийного горизонта. Оборудован скиповым и клетьевым подъемами. Двухскиповая подъемная машина БЦК – 815 клетьевая подъемная машина ЦР-5x35. Грузоподъемность скипов 25 тонн. Клеть с противовесом типа 1НОВ400. Ствол служит для выдачи руды добываемой на III горизонте спуска и подъемов грузов используется для подачи свежего воздуха на III горизонт.
Ствол №3 – вентиляционный пройден до III горизонта. Служит для удаления отработанного воздуха со всех действующих горизонтов рудника спуска и подъема грузов спуска и подъема людей. Оборудован двухклетьевым подъемом. Тип подъемной машины ЦР – 5x35 клеть 1УКН – 4т – 1.
Таблица 2.5. Отметки горизонтов и глубины стволов
Отметка II горизонта
Глубина II горизонта
Отметка III горизонта
Глубина III горизонта
6. Подготовка шахтного поля.
Подготовка шахтного поля состоит из двух стадий. Первая стадия состоит в том что шахтное поле делится выработками главного направления на крылья. Деление шахтного поля на крылья позволяет более рационально вести разработку пласта с нескольких направлений. При этом увеличивается число одновременно работающих забоев и оптимизируются транспортные потоки. При горизонтальном залегании пластов число главных направлений выбирается так чтобы на одном направлении работало одновременно 2-4 очистных забоя.
Размеры поперечного сечения выработок должны быть по ширине и высоте такими чтобы обеспечивали величины безопасных зазоров между стенками выработки и транспортными средствами не менее установленных ПБ.
Основные пластовые выработки проводятся как правило комбайнами и могут быть оборудованы любым видом транспорта. Однако невозможность бункеризации руды делает более предпочтительным конвейерный транспорт. Поскольку пластовые выработки находятся в зоне влияния очистных работ и выработанных пространств и подвержены значительному давлению затрудняющему их поддержание пластовая подготовка целесообразна при обратном порядке отработки шахтных полей и их частей.
От главных транспортных штреков проводятся панельные транспортные штреки. Эти выработки образуют магистральную транспортную сеть рудника и служат для подачи свежей струи воздуха на горные участки. Над панельными транспортными штреками по пласту сильвинита проводятся панельные выемочные штреки которые соединяются с транспортными штреками. Панельные транспортный и выемочный штреки располагаются посредине панели и делят ее на два крыла. Границами панели по ее ширине служат пластовые панельные вентиляционные штреки по которым исходящая струя выходит на главный вентиляционный штрек проводимый также по пласту. Запасы пласта отрабатываются между панельными выемочными и вентиляционными штреками.
Длина панели определяется схемой вскрытия шахтного поля и составляет 25-35 км ширина устанавливается в зависимости от применяемой системы разработки: для камерной системы 350-900м; для системы разработки длинными столбами 250-500м. Группа подготовительных панельных выработок представлена конвейерным транспортным вентиляционным и вспомогательным (закладочным или разгружающим) штреками а также камерами различного назначения: камеры приводных и натяжных станций перегрузки ленточных конвейеров камеры установки электрооборудования камеры разворота самоходного транспорта ремонта и сборки комбайнов и т.д.
Подготовка шахтного поля проводится системой главных и панельных штреков. Учитывая то что подготовку осуществляют по крыльям шахтного поля при использовании мощных механизированных комплексов независимой системы конвейерного транспорта каждое крыло вскрывается пятью выработками: главным конвейерным двумя главными транспортными и двумя главными вентиляционными штреками.
Минимальная ширина главного конвейерного штрека определяется из выражения:
В=700+400+1650=2750мм=2.75м
где 700 мм - минимальный зазор для прохода обслуживающего персонала;
0 мм - зазор с непроходной стороны конвейера;
50 мм - ширина става ленточного конвейера 1ЛУ-120.
Высоту выработки определяем размерами подвижного состава. Учитывая что в шахтных условиях используются автомашины «АРО» «Минка-26» трактора «МТЗ-80» и «ТДТ-55».
Н= 2430 + 570 = 3000 мм = 3 м
где 2430 мм - высота автомашины «Минка»;
0 мм - допустимый зазор в соответствии с инструкциями.
Допустимую ширину и высоту выработки получаем при проведении выработок комплексом ПК-8М.
Сечение выработки после проходки комбайном ПК-8М арочное
S=8 м2. l=3000 мм Н=3000 мм.
Штреки проходятся по слоям с коэффициентом крепости по школе проф. Протодьяконова f*> 25-3 крепление штреков не производится так как при проходке комплексом ПК-8М образуется сводчатая форма.
При расширении технологических сбоек камер разворота более 35м производится их крепление винтовыми штангами с учетом установленных параметров.
При подготовке главных штреков расстояние между ними принимается следующее:
- между осями конвейерного и транспортного штреков -5-7м;
- между осями конвейерного и вентиляционного штреков -10-12м.
Для предохранения главных штреков от горного давления оставляются охранные целики с обеих сторон. Охранные целики в дальнейшем погашаются.
Необходимое число панелей подготавливается от выработок главного направления. Панельные штреки проходятся перпендикулярно главному.
7. Способ проведения подготовительных выработок средства механизации проходческих работ.
Для механизации подготовительных работ используем проходческий комплекс на базе комбайна ПК-8МА с бункером перегружателем БП-14А и самоходным вагоном 5ВС-15.
Проходческий комбайн ПК-8МА бурового действия предназначен для проведения подготовительных выработок с углом наклона +-15 град. арочного сечения площадью 8-9 м2 по калийным солям. Комбайн может работать в шахтах опасных по газу и пыли. При проведении выработок комбайн делает основные операции:разрушение горной породы уборку из забоя отбитой массы и погрузку её на применяемые в комплексе с комбайном бункер перегружатель и самоходный вагон. Комбайн может работать в ручном или полуавтоматическом режиме.
Комбайном ПК-8МА проходят вентиляционный транспортный и конвейерный штреки. При этом подготовка производится следующим образом: по флангам столба располагаются транспортный и конвейерный штреки по центру столба - вентиляционный штрек лавы. Конвейерный штрек лавы через 70-80 м соединяется с панельным конвейерным штреком сбойками через которые поток руды из штрековых конвейеров лавы поступает на панельный конвейер.
Для обеспечения откатки руды от проходки вентиляционного и транспортного штреков лавы проходятся диагональные технологические сбойки через поле лавы кроссингом т.е. ниже нижнего слоя на 2.0 м. Длина лавы 300м. Возможно также использование вариантов:
проходки встречными забоями проходки с монтажом временной конвейерной линии проходки части подготавливаемой панели на существующую конвейерную линию соседней панели.
-техническая производительность тмин - 4.0
-форма сечения выработки - арочная
-сечение выработки м2 - 8.03 - 9.0
-ширина м - 3.0; 3.2
-суммарная мощность электродвигателей кВт - 356
-габариты высота мм -2105
-длина мм - 8300-9800
Бункер перегружатель БП-14А
-емкость кузова м3 -11
-грузоподъемность т -15
-высота разгрузки мм -1200-1880
-время разгрузки (загрузки) сек - 45
-габариты длина мм - 8850
-суммарная мощность электродвигателей кВт - 43
Самоходный вагон 5ВС-15М
-емкость кузова м3 -11
-грузоподъемность т -15
-максимальная скорость движения:
-емкость кабельного барабана м - 200
-радиус поворота м -85
-габариты длина мм - 8200
-суммарная мощность электродвигателей кВт - 127
8.Технология и механизация очистных работ.
Применительно к условиям разработки калийных руд системы разработки подразделяются:
-системы с короткими очистными забоями;
-системы с длинными очистными забоями.
В условиях Старобинского месторождения применяются следующие системы разработки:
На месторождении применяются следующие варианты камерной системы разработки:
-разработка с оставлением податливых целиков;
-разработка с оставлением жестких целиков;
-разработка с регулярным оставлением жестких и податливых целиков.
Применение камерной системы разработки на податливых целиках возможно только в благоприятных горно-геологических условиях при обеспечении ускоренного продвижения фронта очистных работ.
Параметры камерной системы разработки определяются расчетным путем либо применяются на основании опытных данных.
Данная система применяется на участках где имеется достаточная мощность водозащитной толщи.
Панели отрабатываются односторонними блоками шириной 150-200 м. Для этого нарезаются блоковые конвейерный транспортный вентиляционный разгружающий и стартовый штреки.
Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках должно составлять не менее 50 м.
Разделка камер разворота производится с опережением фронта очистных работ.
Камерная система разработки с оставлением жестких целиков применяется на всех участках месторождения и является наиболее распространенной горной мерой охраны существующих строящихся и проектируемых объектов на подрабатываемых территориях калийных рудников.
Панели отрабатываются преимущественно односторонними блоками шириной 150-200 м с расположением камер параллельно панельным штрекам.
Расстояние между фронтами очистных работ в смежных блоках панели составляет не менее 50 м.
Камеры состоят из двух-трех очистных ходов разделенных поддерживающими целиками. Размеры камер определяются мощностью пластов устойчивостью вмещающих пород и параметрами системы разработки. Камеры разворота комбайнов проводятся в одну стадию с очистными работами или же с опережением на расстояние не более 100 м.
К достоинствам камерной системы разработки следует отнести:
-незначительный объем подготовительных работ;
-возможность применения широкой механизации;
-простота управления горным давлением;
-возможность применения высокопроизводительных и крупногабаритных машин;
-безопасность работ.
К недостаткам следует отнести:
-большие потери и разубоживание сильвинита;
-сложность проветривания камер.
Проходка и очистные работы осуществляются комплексами в состав которых входят комбайны ПК-8МА и УРАЛ-10КС бункер-перегружатель БП-5М и самоходный вагон 5ВС-15 с электрическим приводом на пневмоколесном ходу.
Основным видом крепи применяемой в очистных и подготовительных выработках является металлическая клино-распорная и винтовая анкерная крепь. Бурение шпуров под крепь производится с помощью бурильной установки имеющейся на комбайнах и обеспечивающей возможность бурения без остановки комбайна.
Переход на очистную выемку длинными забоями позволил решить ряд крупных технических задач:
-значительно повысить качество добываемой руды поскольку выемка ведется как правило по сильвинитовым слоям с оставлением галита в шахте;
-снизить потери полезного компонента при добыче;
-повысить производительность труда увеличить нагрузки на очистные забои.
Столбовая система разработки.
Столбовые системы разработки применяют в нескольких вариантах - с валовой и селективной выемкой пластов длинными очистными забоями.
Столбовая система разработки применяется на III горизонте с выемкой слоёв 2 и 3 как слоевая выемка пласта двумя столбами - верхним и отстающим во времени нижним. При этом панельные выработки являются общими для обоих столбов а подготовка самих столбов для очистной выемки выполняется раздельно причем при подготовке нижних столбов используется часть вспомогательных подготовительных выработок верхнего столба пройденных по II-III сильвинитовым слоям (при их удовлетворительном состоянии). При столбовой системе разработки применяется панельная схема подготовки. Верхние столбы подготавливаются для отработки двухкомбайновыми лавами для чего проходятся следующие выработки: бортовые конвейерный и транспортный штреки параллельный конвейерному вспомогательный транспортный штрек центральный вентиляционный штрек. При необходимости для охраны транспортного штрека проходится параллельный ему разгружающий штрек. Для обеспечения проходки названных штреков подачи свежей струи и отвода отработанной а также отгрузки отбитой руды проходятся в необходимом количестве технологические транспортные конвейерные вентиляционные сбойки и другие вспомогательные выработки.
Нижние столбы подготавливаются для однокомбайновой выемки: столб оконтуривается бортовыми штреками - конвейерным и вентиляционным. Параллельно конвейерному проходится транспортный штрек а параллельно вентиляционному при необходимости проходится разгружающая выработка.
С целью сокращения срока службы подготовительных выработок длинных столбов проходка их осуществляется с опережением фронта очистных работ в основном до 1000 метров.
Параметры проходки подготовительных выработок длинных столбов определяются возможностями проходческих комплексов с учётом необходимости размещения горнодобывающего и транспортного оборудования и составляют:
- для конвейерного штрека лавы - 45 м;
- для транспортного штрека:
SL-300; ЕW-200230 - 30 м;
SL-300 ЕDW-300760 - 45 м;
- для вентиляционного штрека:
двухкомбайновые комплексы - 30 м;
однокомбайновые комплексы - 30 м;
вспомогательные сбойки - 30 м.
Высота всех подготовительных выработок составляет 30м.
Охрана подготовительных выработок при столбовой системе разработки осуществляется комбинированным способом: с помощью целиков различных размеров в зависимости от глубины разработки регулированием горного давления в приконтурном массиве путём проведения охранных (разгружающих) выработок с компенсационной щелью в кровле и с податливым целиком от охраняемых выработок (20-25м) или за счёт нарезки компенсационных щелей в кровле и почве охраняемых выработок.
Для подготовительных работ используется следующее оборудование: проходческий комбайновый комплекс состоящий из комбайна ПК-8МА или ПКС-8 бункера-перегружателя БП-14М и самоходного вагона 5ВС-15М.
Комбинированная система разработки.
Подготовка и отработка блоков осуществляется комбайновыми комплексами Урал-10КС и ПК-8. Блоковые выработки представленные конвейерным транспортным стартовым и вентиляционным штреками. Очистные выработки проходятся под углом 90-105° к блоковым штрекам. Целики между подготовительными выработками приняты жесткими для обеспечения их устойчивости с учётом опыта работы и необходимости размещения горнодобывающего оборудования.
Характеристика систем разработки
Камерная система разработки.
Вариант с поддержанием кровли податливыми ленточными целиками шириной 12-15 м имеющими скорость вертикального сжатия от 8 до 200 ммсутки. Параметры системы с податливыми целиками:
- ширина очистного хода - 41 - 437 м;
- высота очистного хода - 24 - 26 м;
- ширина межходового целика - 12-15 м;
- длина очистного хода - до 200 м;
Вариант с жесткими целиками применяется для отработки полос смягчения а также участков с осложненными горнотехническими условиями (при отработке внутрипанельных целиков участков блоков сложной геометрической формы). Параметры системы с жесткими целиками:
- высота очистного хода 24 - 26 м;
- длина очистного хода до 200 м;
- ширина межходового целика - 15 м;
- ширина междукамерного целика - 40-60 м;
При камерной системе разработки с блоковой схемой подготовки каждая очистная камера состоит из двух комбайновых ходов проходимых из общей камеры разворота разделываемой на блоковых штреках.
При доработке целиков участков неправильной формы по схеме с боковыми зарубками комбайна из стартового штрека размеры межходовых целиков определяются на основании опыта работы с учётом конкретных горнотехнических и геологических условий и составляют 25 - 30 м.
Порядок отработки панелей - обратный. Отработка панелей ведется в ступенчатом порядке от границ шахтного поля к выработкам главных направлений. На каждой панели одновременно отрабатываются от двух до четырёх блоков. Опережение фронта очистных работ в смежных блоках должно составлять не менее 50 м.
Для отработки III калийного горизонта применяется вариант со слоевой выемкой пласта.
Параметры выемки верхнего столба:
- длина столба - 20 - 35 км;
- длина лавы - 1800 - 2000 м;
- вынимаемая мощность -115-13м;
Слоевая выемка III пласта предполагает опережающую отработку сильвинитового слоя (верхнего столба). Отставание фронта очистных работ нижнего столба по слоям II-III составляет как правило 15 и более километров или до 2-3 лет и более. При этом максимально используется эффект разгрузки массива в надработанном пространстве что обеспечивает устойчивость подготовительных выработок нижнего столба. В качестве защитной потолочины над выработками нижнего столба используется каменная соль III-IV слоя мощностью 10 - 13м.
Комбинированная система разработки представляет собой сочетание двух систем разработки при отработке пласта III калийного горизонта: системы разработки длинными столбами с управлением кровлей полным обрушением для выемки сильвинитового слоя и камерной системы для отработки слоев II-III. При этом межслоевая каменная соль используется в качестве защитной потолочины в период отработки II-III сильвинитовых слоев. Опережение выемки верхнего слоя относительно фронта очистных работ по нижним слоям составляет несколько лет.
Параметры отработки сильвинитового слоя:
- длина лавы - 300 м;
- вынимаемая мощность - 115 -13 м.
Параметры отработки II-III сильвинитовых слоев:
- длина блока - 1800 м;
- ширина блока - 1600 - 2300 м;
- длина очистных камер -1400 -2100м;
- ширина межходового целика - 15 - 25 м;
- ширина очистного хода -41м;
- высота очистного хода - 24 м.
Очистная камера состоит из двух выработок которые проходятся из общей камеры разворота разделываемой на блоковых штреках. Отработка производится в ступенчатом порядке с опережением фронта очистных работ в смежных блоках не менее чем на 50 метров.
Cредства механизации очистных работ.
Для механизации процессов выемки сильвинита управления кровлей полным обрушением предусматривается применение гидромеханизированного комплекса с комбайном и крепью.
Комплекс включает в себя оборудование смонтированное в очистном и прилегающих к лаве выработках. Он позволяет производить следующие операции: выемку руды погрузку на забойный конвейер и доставку отбитой руды на главный конвейерный штрек передвижку забойного конвейера крепление и управление горным давлением.
В состав комплекса комбайн секции гидрокрепи насосной станции забойного штрековых и панельных конвейеров.
Шнековый комбайн - это высокопроизводительная машина для комплексно механизированной выемки лавами при подземной разработке калийных месторождений.
В состав комплекса входят:
- забойный скребковый конвейер EKF-3;
- два штрековых конвейера
- гидрокрепь забойная
- насосная станция типа А3-2ст
-холодильная установка
-специальный кабелеукладчик
-электрооборудование
-гидравлическое шагающее устройство.
Технические характеристики очистных комбайнов гидромеханизированных крепей забойных конвейеров приводим в таблицах.
Таблица 2.6. Технические характеристики очистных комбайнов
Вынимаемая мощность пласта м
Производительность тмин тчас
Установленная мощность привода кВт
Рабочее напряжение В
Таблица 2.7. Технические характеристики гидромеханизированных крепей.
Количество стоек в комплекте. шт
Давление жидкости в напорной Мпа
Сопротивление стойки Кн
Шаг установки крепи м
Шаг передвижки крепи м
Усилие передвижки конвейера кН
Таблица 2.8. Технические характеристики забойных конвейеров.
Производительность тчас
Скорость перемещения цепи мс
Разрывная нагрузка цепи Кн
Таблица 2.9.Нормативная производительность очистных забоев.
Нормативная производительность тыс.тмес
Камерная система разработки
9. Буровзрывные и вспомогательные работы.
На всех рабочих горизонтах буровзрывные работы применяются при проходке гезенгов людских ниш компенсационных щелей разгружающих выработок при доведении выработок до необходимых размеров по условиям размещения оборудования при ремонте выработок и приведении их в безопасное состояние при освобождении гидростоек крепи в лавах от посадки "на жесткое" при ликвидации зависаний руды в шахтных бункерах и на отгрузке СОФ.
При взрывных работах применяется электрический способ взрывания с использованием в качестве средств инициирования электродетонаторов мгновенного и короткозамедленного действия взрывчатые вещества - аммонит №6ЖВ. Метод взрывания - шпуровой и накладными зарядами.
Для ремонта выработок используются комбайны 4ПП-2С и Урал-70 с исполнительными стреловидными органами почвоподдирочные машины типа ПМШ и Урал-60. При нарезке компенсационных щелей для охраны горных выработок применяется машина Е8Р-70.
10. Вентиляция горных выработок.
Проветривание выработок рудника осуществляется за счет искусственного способа проветривания при помощи непрерывно действующего вентилятора главного проветривания ВГП.
Вентиляторные установки главного проветривания расположены на поверхности у ствола №3. Установка состоит из двух центробежных вентиляторов один из которых является резервным. В качестве привода вентиляторов применен синхронно-асинхронный агрегат состоящий из синхронного электродвигателя типа СДС-3-17-76-12Уч мощностью 4000 кВт с числом оборотов 500 в минуту и асинхронного двигателя типа АКН-2-18-36Уч мощностью 800 кВт с числом оборотов 370 в минуту. Максимальная производительность каждого вентилятора 5333м3сек. Для подогрева воздуха в зимнее время ствол №12 оборудован калориферной установкой типа КФБ-10.
Схема проветривания рудника – центральная.
Проветривание горизонтов осуществляется вытяжным способом. Движение свежей струи в руднике происходит от воздушно подающего ствола №12 по главным и панельным штрекам к добычным и проходческим забоям исходящая струя воздуха по панелям и главным вентиляционным штрекам к стволу №3. Регулирование расхода воздуха на горизонтах производится вентиляционными перемычками.
Движение воздуха по горным выработкам осуществляется за счет общешахтной депрессии. Проветривание тупиковых выработок происходит нагнетательным способом с помощью вентиляторов местного проветривания.
В связи с тем что Третий горизонт рудника являются опасными по газу во время всех действующих выработках осуществляется оперативный контроль над содержанием горючих газов в рудничной атмосфере путем замеров с помощью переносных приборов эпизодического действия а также лабораторным анализом.
Для определения концентрата метана углекислого газа в рудничном воздухе действующих горных выработок рудников применяем шахтные интерферометры приборы типа ЩИ-10 и ШИ-11 также сигнализаторы метана с цифровой индикацией показаний и выдачей звукового и светового сигнала "Сигнал-2".
11. Подземный транспорт
Доставка людей и грузов на горизонте
Удаленность горных участков достигает до 9 км поэтому доставка людей к месту работы и обратно к стволу производится в специально оборудованных автомашинах "Минка-26" производимых в Германии и автомашинах Т-353 производства Минского тракторного завода. Для оперативного дежурного персонала участков ПВРКТ ПВРСТ РМНУ и службы автоматики применяются машины типа МТ-353 Миди-минка и мини-минка.
Для доставки материалов и оборудования применяются трактора МТЗ-80 с различными тележками прицепами. Кроме того планируется доставка грузов специально оборудованными грузовыми автомашинами МТ-353. Для оказания первой медицинской помощи оборудованы автомашины Миди-минка. Доставка крупных грузов производится тракторами ТДТ-55 погрузочно-доставочными машинами ПД-5м а также специальными доставочными машинами ПГТ-10 фирмы "Паус" (Германия).
Таблица 2.10. НАЛИЧИЕ И ТИП САМОХОДНОГО ОБОРУДОВАНИЯ С ДВИГАТЕЛЯМИ ВНУТРЕННЕГО СГОРАНИЯ
Наименование оборудования
Бульдозер ДЗ-42 ДЗ-75 ДТ-75 ДРС2
Погруз.-достав. машина ПГТ-10(ПСТ-10)
Автомобиль пожарный МП-403
Машина шахтная МТ-353МТ-353М2
Машина для перевозки людей МГЛ-363
Машина ММП-353 (скорая помощь)
Трактор СШ-25 ВТЗ-30СШ-6
Автомашина «Миди-Минка»
Машина дежурн.персонала (Мини Минка)
Поливочная машина МПЛ-373 М
Жижеразбрасыватель ЗЖВ-32
Транспортировка горной массы.
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.
Вскрытие производится центрально-расположенными стволами с проведением на крыльях горизонта главных штреков. Подготовка панельная с обратной отработкой.
Все ленточные конвейера а также штрековые скребковые конвейера лав автоматизированы с помощью аппаратуры БИСУК-1 и управляются оператором с поверхности с пульта ПГДМ-1С.
Схема транспорта руды
Рис. 2. Схема транспорта руды на горизонте «-445м»
– забойный скребковый конвейер ЕКФ-3-30 (реверсируемый); 2 - передвижной скребковый конвейер ЕКФ-3; 3 - неподвижный скребковый конвейер ЕКФ-3; 4 - участковый скребковый конвейер - перегружатель СП-80; 5 - панельный конвейер КЛ-600; 6 - конвейер главного направления ; 7 - приемный бункер ствола.
Транспорт руды из забоя осуществляется следующим образом: руда по скребковому конвейеру ЕКФ-3-30 движется на конвейерный штрек лавы где через систему двух конвейеров ЕКФ-3 (подвижного и неподвижного) поступает на конвейерную сбойку где устанавливается скребковый конвейер СП-80 далее руда поступает на конвейер ЛТ-100 конвейерного штрека панели. Затем отгрузка осуществляется на магистральные конвейера КРУ-350 1ЛУ-120 Т-1205. С магистральных конвейеров руда подается в приемные бункера ствола №2 выдается на поверхность.
Опережающий штрековый конвейер ЕКФ-3 – неподвижный отстающий штрековый конвейер – передвижной. По мере подвигания забоя став подвижного конвейера подтягивается гидравлическим шагающим устройством вперед чтобы не допускалось отставание натяжной головки конвейера от ниши забоя более чем на 5м. При подходе забоя к концевой головке неподвижного штрекового конвейера последний подтягивается без разборки далее к следующей конвейерной отбойке где предварительно устанавливают скребковый конвейер СП-80. Передвижку осуществляют с помощью лебедки установленной на конвейерном штреке лавы.

1.Геологическая часть.doc

Добыча минеральных солей и их продуктов их переработка непрерывно возрастает как на мировом уровне в целом так и в отдельных странах.
Одной из важнейших задач сегодня и в перспективе на будущее является необходимость развития производства и полного обеспечения потребности народного хозяйства в минеральных удобрениях.
Ежегодно необходимо вносить в почву 40-200 кг калийных удобрений на 1 га посевных площадей для восполнения питательных веществ. Поэтому потребность в калийных удобрениях очень велика а следовательно и добыча калийных руд. Более 95 % всех калийных солей добывается шахтным способом на двух месторождениях - Старобинском и Верхнекамском. Жесткая конкуренция на рынках сбыта заставляет искать новые организационные подходы к проблеме реализации продукции. Созданная калийными предприятиями Беларуси и России Беларуская калийная компания (БКК) успешно работает в этом направлении.
Удалось преодолеть сложности на мировом рынке связанные с дисбалансом между производственными мощностями и реальным производством определяемым спросом на калийную продукцию. Продукция экспортируется в 52 страны земного шара: Германия Бразилия Венесуэла Индонезия Пакистан Уругвай Китай Зимбабве Алжир Шри-Ланка Перу и др.
Наименование продукта
Калий хлористый гранулированный
Калий хлористый мелкозернистый
Калий хлористый технический
Калий хлористый мелкозернистый (фасованный по 3 кг.)
Соль калийная смешанная
Натрий хлористый технический (обр. антислеживателем)
Натрий хлористый технический
Соль поваренная кормовая
Соль поваренная пищевая
Постоянно наращиваются объемы выпуска пользующихся спросом вновь освоенной на предприятиях объединения продукции - обеспыленных мелкозернистых калийных удобрений пищевой и кормовой соли полностью удовлетворяется потребность населения в высококачественных удобрениях выпускаемых в расфасованном виде. Широкое внедрение усовершенствованного оборудования в перспективе позволит значительно улучшить качество добываемой руды повысить безопасность работ снизить объемы отходов производства уменьшить негативные последствия оседаний земной поверхности повысить извлечение полезного ископаемого из недр и др.
Основной вид деятельности ОАО«Беларуськалий»: добыча полезных ископаемых производство и реализация минеральных удобрений.
В связи с исчерпанием запасов полезного ископаемого на Третьем калийном горизонте рудника 2 РУ происходит затухание горных работ влекущее за собой снижение объемов добычи руды. Полное выбытие горизонта намечается в 2014 году. С 2015 года рудник переходит на одногоризонтную работу.
Поддержание мощности 2 РУ возможно за счет вовлечения в отработку кондиционных запасов Краснослободского участка являющегося резервной сырьевой базой 2 РУ.
Г Е О Л О Г И Ч Е С К А Я Ч А С Т Ь
1. Общие сведения о месторождении
Старобинское калийное месторождение калийных солей расположено в пределах Солигорского Любанского и Слуцкого района Минской области РБ. Площадь месторождения около 350 км2.
Открыто месторождение в 1949 году Белорусским геологическим управлением. Геологоразведочные работы проводились в 1949-1952 и 1958-1961 годах.
В 1962 году был введен в эксплуатацию Первый калийный комбинат. В настоящее время добыча калийных солей ведется 5-ми рудоуправлениями на пяти шахтных полях.
В связи с освоением Старобинского месторождения в 135км к югу от столицы Республики Беларусь г. Минска построен промышленный центр по выпуску калийных удобрений г.Солигорск. В 8км от него к юго-западу расположен г.п.Старобин в 40км к востоку - районный центр г. Любань в 35км к северу - г.Слуцк. Со всеми вышеназванными населенными пунктами г. Солигорск связан асфальтированным шоссе. Территория месторождения покрыта густой сетью грунтовых дорог.
В Центральной части территории месторождения расположена станция “КАЛИЙ” Белорусской железной дороги построенная у Первого Солигорского калийного комбината которая связана железнодорожной веткой се станцией г.Слуцк. Через последнюю проходит железная дорога соединяющая два крупных железнодорожных узла Барановичи и Осиповичи первый из которых находится на магистральном пути Москва-Брест а второй - Вильнюс-Киев.
Промышленные предприятия и населенные пункты получают электроэнергию от общей кольцевой энергетической системы Европейской части бывшего СССР.
Водоснабжение населения и промышленных предприятий осуществляется скважинами и колодцами эксплуатирующими подземные воды девонских и четвертичных отложений.
В районе имеются месторождения строительных материалов (песчано-гравийный материал строительные пески и другие) часть которых в настоящее время разрабатывается.
Район месторождения густо населен. Основным занятиям местного населения является сельское хозяйство и лишь в наиболее крупных населенных пунктах (Слуцк Погост Старобин Глуск Любань) имеются небольшие предприятия местной промышленности и промысловой кооперации.
В геоморфологическом отношении месторождение расположено в пределах северного окончания Припятской впадины Полесья.
Рельеф района месторождения равнинный. Лишь в северной части встречаются холмообразные возвышенности конечно-моренных гряд. Абсолютные отметки земной поверхности изменяются от +1379 до +1732м.
Климат района умеренно-континентальный характеризующийся прохладным летом и умеренной непостоянной теплой зимой. Зимний период характеризуется крайне неустойчивой температурой частой сменой морозов и оттепелей средняя температура самого холодного месяца января составляет - 6°. Высота снежного покрова составляет 18 см. Лето характеризуется умеренной температурой обильными осадками. Среднемесячная температура самого теплого месяца июля +18°. Максимальное количество осадков выпадает в июле (от 76 до 108 мм) среднегодовая абсолютная влажность воздуха равна 69 гм3. Для района характерно развитие частых ветров со средней скоростью 29–66мсек направление ветров в основном западное и юго-западное.
Территория района месторождения покрыта густой сетью рек и ручьев. Главной водной артерией является р.Случь с притоком р.Морочь. На реке Случь в районе г.Солигорска создано крупное водохранилище служащее источником технического водоснабжения ПО "Беларуськалий ".
Рис. 1 Старобинское месторождение
2. Геологическое строение месторождения
Старобинское месторождение калийных солей отличается спокойным залеганием и выдержанной мощностью пластов.
Старобинское месторождение расположено в западной крайней части Шатилковской впадины. В геологическом строении месторождения принимают участие породы допалеозойского кристаллического фундамента: палеозойские мезозойские и кайнозойские отложения причем основную роль играют осадочные комплексы последних трех групп.
Палеозойские отложения
Отложения среднего девона в пределах района месторождения пользуются широким распространением и представлены наровским и старооскольским горизонтами живетского яруса. Наровский горизонт в скважине I – Р вскрыт на глубине 1142 м (абс.отм.-995 м) в близлежащих районах – на глубинах 65 – 360 м. Он с размывом залегает на докембрийских отложениях имеет мощность порядка 60 – 80 м и по литологическому составу слагающих пород подразделяется на четыре пачки: глинисто-карбонатную (доломиты глины и доломитизированные известняки); глинистую (глины с прослоями песчаников и доломитов) карбонатную (доломиты и доломитизированные известняки с прослоями глин) и глинистую (глины с прослоями доломита).
Старооскольский горизонт также имеет широкое распространение. В пределах Старобинского месторождения он полностью пройден скважиной I – Р в интервале 984 – 1142 м и по литологическому составу подразделяется на три пачки: нижнюю – песчаную среднюю – глинистую и верхнюю – песчаную. Песчаные пачки представлены в основном мелкозернистыми полевошпатово-кварцевыми песками алевритами и их сцементированными аналогами с редкими прослоями глин. Цвет пород обычно серый зеленовато-серый буроватый и красноватый. Средняя глинистая пачка представлена глинами зеленовато-серыми с гнездами и прослоями пестроцветных песчанистыми местами переходящими в глинистый песчаник или алеврит того же цвета. Мощность этой пачки в скважине I – Р составляет 158 м. На восток от месторождения мощность этого горизонта изменяется до 95 м.
Отложения верхнего девона подразделяются на два яруса: франский и фаменский.
Франский ярус по литологическому составу представлен тремя толщами: нижняя – глинистая средняя – доломитовая и верхняя – гипсоносная.
Нижняя глинистая толща состоит из доломитистых глин иногда переходящие в доломитовые мергели зеленовато-серого серого и голубовато-серого цветов изредка содержащих алевролитовый и песчаный материал и прослойки доломитов. Глубина залегания кровли этой толщи колеблется от 1221м в краевых частях прогиба до 954 2м в районе месторождения. Мощность толщи изменяется в небольших пределах и составляет 28 – 47м.
Доломитовая толща в средней своей части представлена плотными кавернозными кристаллическими доломитами серого цвета с прослоями доломитизированных известняков а в верхней и нижней частях – глинистыми доломитами мергелями и глинами. Глубина залегания этой толщи в районе месторождения – 858м мощность – 196м. На юго-западе от месторождения доломитовая толща частично размыта и перекрывается верхнемеловыми отложениями а в остальных близлежащих районах – ливенскими гипсоносными отложениями.
Гипсоносная толща сложена чередованием прослоев глин мергелей доломитов гипсово-ангидритовых пород песчаников и алевролитов. Преобладающее значение имеют глины и мергели серого цвета обычно доломитовые тонкослоистые в ряде мест песчанистые. Глубина залегания кровли толщи в скважине I – Р составляет 768м. Мощность гипсоносной толщи колеблется от 3045м до900м.
Фаменский ярус по петрографическому составу отложений в северо-западной части Шатилковской депрессии представлен четырьмя толщами: известняковой доломитовой соленосной и глинисто-мергелистой.
Известняковая толща в пределах месторождения представлена доломитизированными известняками серого желтовато-серого цветов плотными мелко- и тонкозернистыми местами слоистыми с прослоями серых алевролитов и песчаников на карбонатно-гипсовом цементе а также карбонатных глин и мергелей. Переход одних пород в другие носит постепенный характер. Мощность толщи колеблется от 420м в бортовой части депрессии до 1320м в более погруженной ее части. Глубина залегания этойтолщи составляет 7020м.
Доломитовая толща представлена доломитизированными известняками доломитами серыми с буроватым и желтоватым оттенками с редкими прослоями глины и в нижней части – песчаников и алевролитов. В ряде скважин в верхней части этих отложений встречены многочисленные прослойки гипса и ангидрита которые чередуются в свою очередь с тонкими линзовидными прослойками глинистых доломитов. Если над доломитовой толщей залегают непосредственно соленосные отложения тогда в первой встречаются только прослойки ангидрита также где над доломитовой толщей залегают глинисто-мергелистые отложения встречаются прослойки и гипса и ангидрита. Глубина залегания этой толщи колеблется от 5889м до 96061м. Мощность доломитовой толщи – 1131м.
В пределах месторождения на доломитовой толще с постепенным переходом залегают соленосная а на северной и юго-западной окраинах месторождения – глинисто-мергелистая толщи. В западной и северной прибортовых частях депрессии на доломитовой толще трансгрессивно залегают меловые местами третичные и четвертичные отложения.
Соленосная толща в центральной части месторождения контактирует непосредственно с известняково-доломитовой а в краевых частях где пласты галогенных пород выпадают из разреза непосредственно на известняково-доломитовой толще залегает глинисто-мергелистая.
Кровля соляной толщи в каждой отдельной скважине проводится по поверхности первого пласта соли. Граница эта является условной а не стратиграфической так как в верхней части соленосной толщи наблюдается замещение пластов солей глинисто-карбонатными породами. Глубина залегания кровли колеблется от 3368м до 5900м и более. Мощность ее резко изменяется от центральной части месторождения где она колеблется в пределах 550 – 680м до полного выклинивания на периферии. Представлена соленосная толща многократным чередованием пластов каменной соли и пачек глинисто- карбонатных пород. Мощность пластов каменной соли колеблется от нескольких метров до 650м а пачек глинисто-карбонатных пород – от нескольких метров до 430м.
Наибольшую мощность как пласты солей так и пачки глинисто-карбонатных пород имеют в нижней части соленосной толщи. В разрезах верхней части наблюдается уменьшение мощности пачек глинисто-карбонатных пород и в меньшей степени пластов солей. В центральной части месторождения суммарная мощность пластов солей составляет около 57% от мощности всей соленосной толщи. В западной части месторождения наблюдается уменьшение мощности пластов каменной соли и даже выпадения из разреза некоторых из них. К востоку наоборот наблюдается закономерное увеличение мощности пластов солей.
Глинисто-мергелистая толща на всей площади месторождения повсеместно перекрывает соленосные отложения мощность ее колеблется от 235м в центральной части месторождения до 560м на его северной окраине. Кровля толщи залегает на глубине 90 – 215м от дневной поверхности. Представлена глинисто-мергелистая толща мергелями нередко доломитовыми и карбонатными глинами. Глина и мергели обычно макроскопически мало отличаются друг от друга. Окраска их серая и темно-серая в редких случаях зеленоватая и пестроцветная. Текстура в основном сложная сложность часто обусловлена миллиметровыми прослойками алевролита. Глины и мергели содержат примесь алевролитового и песчаного материала. Мощность пластов глин и мергелей колеблется от нескольких десятков метров. Разделены они пластами доломитов глинистых местами переходящих в доломитовые мергели светло-серых и серых пятнистых сложных и массивных часто чередующихся с тонкими (до нескольких сантиметров) прослойками темно-серых слабо карбонатных глин. Местами доломиты переходят в доломитизированные известняки. Мощность пластов доломита колеблется от нескольких сантиметров до 4м.
Песчаники в глинисто-мергелистой толще имеют ограниченное распространение и обычно встречаются в нижней части разреза где выпадают все или большая часть пластов каменной соли. Эти песчаники можно параллелизовать с песчаниками залегающими в межсолевых пачках глинисто-карбонатных пород. В верхней части глинисто-мергелистой толщи редко встречаются маломощные прослои песчаников и алевролитов. Пласты песчаников имеют мощность от нескольких сантиметров до 2-3м. Песчаники встречаются зеленовато-серого коричневато-серого и серого цветов мелко- и среднезернистые часто разнозернистые с включением отдельных хорошо окатанных зерен размером 1-3мм сложены они преймущественно зернами кварца (70-85%) и полевого шпата (микроклин плагиоклаз ортоклаз). В виде примеси отличаются блестки слюды зерна циркона других рудных минералов (магнетит гематит пятна лимонита). Цемент в песчаниках поровый иногда базальный глинисто-карбонатный или карбонатный. Часто встречаются песчаники с гипсовым цементом прорастания. В нижней половине глинисто-мергелистой толщи наблюдаются прожилки волокнистого вторичного гипса секущие породы в различных направлениях. Мощность прожилков колеблется от нескольких миллиметров до 20см. Изредка отмечаются прослойки первичного гипса зернистой и пластинчатой структуры мощность их до 10-15см а также отдельные кристаллы и гнезда гипса. Верхняя граница распространения гипса находится на глубинах 218 –302м. Глинисто-мергелистая толща разбита системой трещин от долей миллиметра до 10-15см и более. В верхней части толщи трещины открытые ниже они заполнены гипсом кальцитом и каменной солью.
Мезозойские отложения
Отложения триаса в пределах месторождения отсутствуют. Распространены они в юго-восточной и южной частях Шатилковской депрессии и представлены песками и алевролитами. Мощность их колеблется от 166 до 466м.
Отложения юрской системы встречены только в северо-восточной части месторождения. Они залегают несогласно на породах девона. Кровля их вскрыта на глубинах от 1278м до 1431м а мощность колеблется от 280м до 755м.
Юрские отложения делятся на две толщи: нижнюю и верхнюю. Нижняя песчано-глинистая представлена глинами темно-серыми в различной степени песчаными; мощность ее 17-18м. Верхняя толща представлена песками и песчаниками мощность ее изменяется от 93м до 294м.
В районе месторождения развиты только верхнемеловые комплексы которые пользуются сплошным распространением. Залегают эти отложения несогласно на поверхности глинисто-мергелистой толщи а на северо-востоке месторождения – на юрских породах. Кровля верхнемеловых отложений вскрыта на глубинах от 88м до 115м. Их мощность колеблется от 15 до 30м. Они представлены песчаником меловым слабосцементированным серым со слабо зеленоватым оттенком местами пятнистым. Обломочная часть песчаников сложена кварцем глауконитом и полевым шпатом. Выше по разрезу песчаники переходят сначала в песчаный мел а затем в чистый (писчий) мел.
Кайнозойские отложения
На верхнемеловых отложениях несогласно залегают палеогеновые кварцево-глауконитовые пески темно-зеленого цвета мелко- и тонкозернистые пылеватые местами глинистые. Глубина залегания кровли песков колеблется от 60м до 90м мощность – от 5м до53м.
На размытой поверхности палеогеновых отложений залегают неогеновые кварцевые пески мелко- а местами тонко- и среднезернистые светло-серые серые с остатками древесины. Кровля неогена залегает на глубине 35 – 67м мощность в среднем около 20м.
В пределах месторождения и района четвертичные отложения имеют повсеместное распространение и сплошным чехлом покрывают дочетвертичные образования. Мощность их различна и колеблется от 35м до 80м. Они представлены песками супесями суглинками и глинами.
Старобинское месторождение калийных солей приурочено к северно-западной антиклинальной части Припятского прогиба в пределах Червонослободской тектонической ступени.
Особенности геологического строения этой территории обусловлены наличием и развитием обрамляющих ее региональных разломов.
Кристаллический фундамент на площади месторождения разбит на ряд блоков наклоненных на северо-восток и ступенчато погружающихся в восточном направлении. Нижние структурные этажи осадочного чехла унаследуют структурные элементы поверхности фундамента. Ведущей в строении этих этажей является разрывная тектоника.
На месторождении выявлен ряд субширотных и субмеридиональных блокообразующих тектонических нарушений которые представляют собой систему ступенчатых сбросов с суммарной амплитудой 20 - 400 м. Амплитуды от нижележащих к вышележащим отложениям постепенно затухают.
Шахтное поле второго рудника расположено в пределах Западного и Восточного тектонических блоков ступенеобразно погружающихся в восточном направлении.
В настоящее время геофизическими и буровыми работами достаточно полно изучены субмеридиональные Северо-западное и Западное нарушения а также центральное Краснослабодское с севера на юг пересекающее площадь Краснослабодского участка с амплитудой смещения пластов от 30 до 100 м. Углы падения сбрасывателя колеблются от 15 до 85 градусов.
Все эти нарушения затрудняют отработку месторождения создают угрозу прорыва подземных вод в горные выработки и требуют дополнительных геологоразведочных работ. Кроме того вблизи тектонических нарушений увеличиваются углы падения пласта встречаются трещины разрыва со смещением слоев породы в зоне брекчированы и наблюдаются замещения сильвинитовых слоев каменной солью.
Старобинское месторождение расположено в краевой северо-западной части Припятского артезианского бассейна. В пределах месторождения различают:
надсолевой водоносный комплекс в мезозойско-кайнозойских отложениях;
подсолевой водоносный комплекс в породах девона и верхнего протерозоя.
Названные водоносные комплексы образуют верхний и нижний гидрогеологические этажи которые разделены водоупорными породами глинисто-мергелистой и соленосной толщ.
Водоносный комплекс в мезозойско-кайнозойских отложениях мощностью 100 - 120м относится к зоне активного водообмена и подстилается регионально выдержанными водоупорными породами ГМТ. Воды его преимущественно пресные используются для хозяйственного и питьевого водоснабжения.
Подсолевой водоносный комплекс общей мощностью около 1000м приурочен к карбонатным породам фаменского и франского ярусов верхнего девона к терригенным породам среднего девона и верхнего протерозоя разделенных относительно водоупорными породами ливенского пашийско-кыновского и пярнуско-наровского горизонтов. Водовмещающие карбонатные породы верхнего девона характеризуются низкой водообильностью и плохой проницаемостью. Водоносные горизонты терригенных пород среднего девона и верхнего протерозоя включают хорошо проницаемые обводненные песчаники соответственно старооскольского возраста и пинской свиты.
Надсолевой и подсолевой водоносные комплексы разделены породами ГМТ и соленосной толщ мощностью 500 - 1000м служащих надежными водоупорами обеспечивающими полную гидрогеологическую закрытость нижнего гидрогеологического этажа. Взаимосвязь вод надсолевого и подсолевого комплексов исключается как по площади месторождения так и в зонах дизъюнктивных нарушений где породы соляных отложений крепко спаяны соляным цементом безводны и водоупорны.
Верхняя часть осадочного чехла сложена проницаемыми породами создающими благоприятные условия для инфильтрации атмосферных осадков и пополнения запасов подземных вод. Все водоносные горизонты этой части разреза гидравлически связаны между собой.
Воды подсолевого водоносного комплекса представлены преимущественно крепкими рассолами.
Гидрогеологические условия Старобинского месторождения оказались благоприятными для закачки избыточных рассолов обогатительных фабрик ОАО”Беларуськалий” в водоносный горизонт песчаников пинской свиты верхнего протерозоя.
5. Газоносность пород газодинамические явления геологические нарушения опасные по выбросам соли и газа.
Разрабатываемые пласты и вмещающие породы Старобинского месторождения содержат в свободном и связном (микровключенном и сорбированном) виде природные газы в состав которых входят: азот метан тяжелые углеводороды оксид и диоксид углерода и др. Газы в породах находятся в виде очаговых (гнездовых) и межслоевых скоплений а также в микровключенном состоянии. Давление газа в очаговых скоплениях достигает 9 МПа. Распределение газов их количество и качественный состав в пределах шахтного поля панелей блоков крайне неравномерно и носит зональный характер. Общая газоносность пород в выбросоопасных зонах достигает 1.3 м3м3. Газоносность пород Третьего горизонта по горючим газам составляет в среднем 0.2 м3м3 породы.
Выбросоопасным пластом считается Третий калийный горизонт включающий нижнюю промышленную пачку среднюю глинисто-карналлитовую пачку и верхнюю забалансовую сильвинитовую пачку.
При отработке калийных пластов на шахтном поле имеют место газодинамические явления в виде: внезапных выбросов соли и газа; обрушений пород кровли сопровождающихся газовыделениями; отжима призабойной части пород сопровождающегося звуковыми эффектами иногда разрушением и выносом разрушенной породы в выработку.
Указанные явления могут происходить как в момент проведения выработки и отбойки руды в лаве так и после этого причем они могут иметь место в призабойном пространстве и вне его (запоздалые ГДЯ).
Большинство ГДЯ связано с разрывными и складчатыми геологическими нарушениями в залегании калийных пластов (мульды тектонические трещины и т.д.).
6. Рассолопроявления
По своему происхождению рассолы появляющиеся при ведении горных работ на калийных горизонтах делятся на постседиментационные и конденсационные.
Постседиментационные рассолы характеризуются высокой степенью минерализации (430 - 520гл) и содержанием в солевом составе 6 - 12гл NaBr. Они приурочены к глинисто-карбонатным пачкам расположенным выше Первого и Второго калийных горизонтов. При ведении горных работ на горизонтах зона трещиноватости достигает пород глинисто-карбонатной пачки. По образовавшимся трещинам рассолы попадают в отработанное пространство и стекают в направлении падения горизонта (северо-восток).
Конденсационные рассолы отличаются сезонным изменением объёмов и характеризуются средней степенью минерализации (360 - 390гл) и содержанием в солевом составе 0.5 - 13гл NaBr. Наибольший объём конденсационных рассолов приходится на тёплый период года. Рассолы скапливаются в выработках околоствольных дворов и прилегающих к ним панелях.
Особенностью гидрогеологических условий краевых частей месторождения является наличие в нижней части разреза ГМТ южнее контура выклинивания Третьего калийного горизонта обводнённых песчаников сформировавшихся в процессе выщелачивания соленосных песчаников залегающих между Третьим и Четвёртым калийными горизонтами. Обводнённые песчаники залегают на глинисто-карбонатные породы с прослоями доломита.
Геологическое строение шахтного поля рудника Второго рудоуправления особо не отличается от строения всего месторождения. Шахтное поле Второго рудоуправления расположено в крайней северо-западной части Старобинского месторождения калийных солей. На востоке оно граничит с шахтными полями Первого и Третьего рудоуправлений а на западе и севере ограничено разрывными тектоническими нарушениями простирающими в северном и северо - восточном направлении установленными по данным сейсморазведочных и горных работ.
До 1960 года на Старобинском месторождении были известны три горизонта калийной соли которые были названы по их взаимному расположению Верхним Средним и Нижним. В 1960 году в процессе дальнейших геологоразведочных работ ниже нижнего горизонта несколькими буровыми скважинами был встречен еще один калийный горизонт в связи с чем калийные горизонты стали именовать(сверху вниз): Первый Второй Третий. Четвертый.
Калийные соли приурочены к верхней части соленосной свиты. Расстояния по вертикали между калийными горизонтами составляют:
Первым и Вторым –от 50 до 80м;
Вторым и Третьим–от 140 до 250м;
Третьим и Четвертым–от 150 до 240м.
Калийные горизонты имеют неодинаковую площадь распространения. Наиболее широко распространен Третий горизонт и наименьшую площадь занимает Первый горизонт. Четвертый калийный горизонт пока не оконтурен и площадь его распространения не определена.
Первый калийный горизонт залегает на глубине от 352 до 667м от земной поверхности. Горизонт полого падает на северо-восток. Распространен он в центральной части месторождения на площади около 100 кв.км.
Обычно горизонт покрывается каменной солью содержащей тонкие прослойки глины и мергеля а подошвой его служит каменная соль с тонкими прослойками глины. На юге площади своего распространения Первый калийный горизонт непосредственно покрывается отложениями глинисто-мергелистой свиты.
Мощность его варьирует от 1.25 до 8.0 м средняя мощность равна 4.5 – 5.5 м.
Первый калийный горизонт слагается чередующимися слоями каменной соли кирпично-красного сильвинита и глины. В северной части месторождения в каменной соли наблюдается вкрапленность сильвина.
В связи с некондиционным качеством калийной соли (высокое содержание нерастворимого остатка) запасы Первого горизонта отнесены к группе забалансовых.
Второй калийный горизонт залегает на глубине от 367м до 698м и имеет пологое падение на восток и северо-восток. Мощность толщи солей разделяющей Первый и Второй калийные горизонты изменяется от 61м до 76м.
Горизонт распределен на большей части месторождения на площади 310 кв.км.
Второй калийный горизонт в разрезе соленосной толщи приурочен к 25-й соленосной пачке. Он подстилается и перекрывается пластами каменной соли. Верхний пласт мощностью 10-12 м образует кровлю калийного горизонта и представлен чередованием прослоев галопелитов. Пласт подстилающий горизонт имеет мощность 17-19м и характеризуется меньшим количеством и мощностью галопелитовых прослоев.
Мощность горизонта колеблется от 1.0 до 4.4 м средняя мощность на всей площади cоставляет 2.68 м.
Второй калийный горизонт состоит из 3-х слоев: верхнего и нижнего сильвинитовых слоев и среднего разделяющего их слоя каменной соли.
Нижний слой представлен чередованием прослоев сильвинитов и каменной соли. В его разрезе выделяют до 8 пакетов слоистых сильвинитов. Пакеты представляют собой чередование прослоев сильвинитов и каменной соли отделенными друг от друга прослоями галопелитов. Слои с наиболее полным строением развиты в западной части месторождения и на востоке (4-е шахтное поле и Нежинский участок) т.е. в осевой части Старобинской синклинальной зоны. К северу и югу от нее полнота разреза сокращается главным образом за счет замещения верхних сильвинитовых пакетов каменной солью. Мощность прослоев колеблется от 0.5-1.0 до 4-5см. Для сильвинитовых прослоев характерна красная кирпично-красная окраска. К востоку от 4-го шахтного поля появляются сильвиниты с более светлой окраской вплоть до молочно-белых. В целом нижние части имеют более светлую окраску чем верхние. Мощность нижнего сильвинитового слоя меняется от 0.88 до 1.10м и среднем составляет около 1.01м.
Содержание КСl колеблется от 18.13-25.36 до 46.5-49.1% а нерастворимый остаток изменяется от 0.71-0.87 до 11.7-12.04%.
Верхний сильвинитовый слой имеет мощность от 0.75 до 1.15м в среднем - 0.95м. Распределение его в целом согласуется с мощностями нижнего слоя. В разрезе верхнего сильвинитового слоя выделяются до 8 пакетов.
Сильвиниты верхнего слоя характеризуются такой же окраской текстурными и структурными особенностями как и нижнего.
Содержание КСl колеблется от 16.29 до 51.32%.
В верхнем сильвинитовом слое НО несколько выше чем в нижнем.
Внутрипластовая каменная соль имеет мощность от 0.24 до 1.22м. Отмечается возрастание мощности в северном направлении что обусловлено как замещением сильвинитовых пакетов верхнего и нижнего сильвинитовых слоев каменной солью и включением этой части в состав промежуточного слоя так и увеличением количества и мощности прослоев галопелитов и появлением новых прослоев в нижней части слоя.
Третий горизонт приурочен к 13-й соляной пачке. Это основной промышленный центр месторождения. Площадь распространения около 500 кв.км. Южная граница имеет подседиментационную природу северная - тектоническую по площади месторождения. Он представлен тремя пластами: верхним сильвинитовым (с включением карналлита) средним глинисто-карналлитовым и нижним сильвинитовым.
Мощность верхнего пласта Третьего калийного горизонта колеблется от 1.5м до 4.7м средняя мощность равна 2.33м.
Средняя часть горизонта имеет мощность от 3.0м до 16.7м. Состоит она из прослоев глин и каменной соли с вкраплениями сильвина. Местами в этом промежуточном слое Третьего калийного горизонта встречаются прослойки карналлитовой и карналлитово-сильвинитовой породы.
Нижний пласт промышленный. Мощность пласта колеблется от 2.0м до 9.05м и в среднем составляет 5.4м. Он состоит из шести (снизу вверх) сильвинитовых слоев разделенных слоями каменной соли. Пласт включает прослойки галопелитов. Галопелитовые прослои имеют мощность от долей мм до 2-10 см и более. Мощность их возрастает вверх по разрезу и в северо-восточном направлении. Галопелиты серые зелено-серые иногда голубовато-серые. Текстура их массивная микропалосчатая структура прожилковая и прожилково-порфировидная.
-й сильвинитовый слой характеризуется незначительной мощностью 0.19-0.4м. Содержание КСl - 11.57-36.5 % в среднем - 36.5%.
-й сильвинитовый слой более мощный чем первый. Мощность его изменяется от 0.60 до 0.72м в среднем - 0.66м.
Содержание КС1 изменяется в широком диапазоне от 20.03 до 57.5% составляя в среднем 45.22%.
Содержание НО колеблется в значительных пределах - от 0.21 до 13.9%.
-й сильвинитовый слой. Мощность 3-го сильвинитового слоя изменяется от 0.50 до 0.90м.
Содержание КС1 по слою составляет в среднем 34.02%.
Содержание НО колеблется от 1.32 до 21.02% составляя в среднем 5.58%.
-й сильвинитовый слой является самым мощным в разрезе пласта. Мощность его колеблется от 0.80 до 1.35м .
Изменение в строении разреза накладывают определенный отпечаток на колебания содержания КС1 по площади - от 14.25 до 32.0%.
Сильвинитовые слои разделены слоями каменной соли. Средняя мощность слоев 1-2 и 2-3 и составляют 0.54-0.58м а слоя 3-4 - 1.11м.
Четвертый горизонт залегает на глубине 600-1335м. В средней части горизонта залегает пласт сильвинита мощностью 25-35 м. Содержание КС1 - 15-20% нерастворимый остаток - 4-16%. Геологическое строение горизонта плохо изучено. Над соленосной толщей на глубине 90-200м залегают глинисто-мергелистые отложения мощностью 200-550м. Толща глинисто-мергелистых отложений включает пласты доломита и песчаника мощностью до 4.0м.
Таблица 1.2 Качественная характеристика полезного ископаемого
Наименование горизонта
Содержание в процентах
Физико-механические свойства руды оказывают влияние на производительность комбайна его работоспособность. При этом наиболее важным являются следующие свойства:
объёмный вес материала;
угол естественного откоса;
фракционный состав;
коэффициент внутреннего и внешнего трения.
Объёмный вес и абразивность руды практически не отличается от 13 и 4 РУ. Наличие в отбойной массе фракций менее 002 – 005 мм увеличивает потери сильвинита при его обогащении. В связи с этим в процессе резания соли объём указанных фракций не должен превышать 1%.
Таблица 1.3 Физико-механические свойства руды.
Естественная влажность
Коэффициент Разрыхления
Коэффициент прочности по
Шкале профессора Протодьякова
Второй и Третий разрабатываемые горизонты месторождения отнесены к газоопасным.
По внезапным выбросам соли и газа в разряд опасных отнесен Третий калийный горизонт.
Балансовые запасы использование которых согласно утвержденным кондициям экономически целесообразно:
Содержание КС1 в руде по сечению продуктивного пласта скважиной или горной выработкой должно быть не менее 16% MgC12 - не более 3.5% НО - не более 10%.
Бортовое содержание КС1 в пробе для оконтуривания запасов руд по мощности пласта 10%.
З. Мin мощность пласта включаемая в подсчет запасов - 1.5м.
Запасы калийных солей отвечающие данным кондициям отнесены к балансовым а не отвечающие – к забалансовым.
Таблица 1.4 Балансовые запасы по шахтному полю рудника 2 РУ
Запасы по состоянию на 1.01.2010 г. тыс.т Числитель – сырые соли знаменатель – двуокись калия К20
Запасы утвержденные ГКЗ
8. Подсчет запасов полезного ископаемого
Подсчет балансовых запасов производим способом среднего-арифметического исходя из средней мощности калийных пластов их площади и объемного веса руды.
Балансовые запасы II горизонта:
где:S – площадь II горизонта S = 485229 тыс.метров квадратных;
m – средняя мощность пласта II горизонта m = 286 м;
v – объемный вес руды II горизонта v = 209.
QБII = 48522900 * 286 * 209 = 290040770 тонн.
Балансовые запасы III горизонта:
где:S – площадь III горизонта S = 546293 тыс.метров квадратных;
m – средняя мощность пласта III горизонта m = 42 м;
v – объемный вес руды III горизонта v = 211.
QБIII = 54629300 * 42 * 211 = 484124850 тонн.
Промышленные запасы П.И.:
где:KИЗВ – коэффициент извлечения.
Из практических данных рудника для II горизонта KИЗВ = 058 для III горизонта KИЗВ = 044.
Промышленные запасы II и III горизонтов составляют:
QПРII = 290040770 * 0.58 = 168223650 тонн
QПРIII = 484124850 * 044 = 213014930 тонн
Суммарные балансовые запасы руды по двум горизонтам составляют:
QБ = 290040770 + 484124850 = 774165620 тонн
Суммарные промышленные запасы руды по двум горизонтам составляют:
QПР = QПРII + QПРIII
QПР = 168223650 + 213014930 = 381238580 тонн
Таблица 1.5 Балансовые и промышленные запасы по II и III горизонтам
Промышленные запасы т

Лист1 Геология.dwg

Подсти- лающая каменная соль
Нижний сильвини- товый слой
Промежу- точная каменная соль
Верхний сильвини- товый слой
Покры- вающая каменная соль
Геологическая колонка
Привязка кровли (почвы)
Геологический разрез
Рудник 4 Рудоуправления
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ПРОЖИЛКАМИ ГЛИНЫ
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ СИЛЬВИНИТА
КАМЕННАЯ СОЛЬ ПЕСЧАНИКОВИДНАЯ
СИЛЬВИНИТ С ПРОЖИЛКАМИ КАМЕННОЙ СОЛИ
СИЛЬВИНИТ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ ГЛИНЫ
Условные обозначения
Условные обозначения:
Мезо-кайнозойские отложения
Четвертый калийный горизонт
Третий калийный горизонт
Второй калийный горизонт
Первый калийный горизонт
Геологический разрез по линии I - I
Глинисто-мергелистая свита
(черодование слоев каменной соли
Горизонты калийных солей
МАСШТАБ: Горизонтальный 1:25 000
Вертикальный 1:10 000
Тектонические нарушения
ГЛИНА С ВКЛЮЧЕНИЯМИ ГАЛИТА
ГЛИНА С ВКЛЮЧЕНИЯМИ КАРНАЛЛИТА
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ПРО ЖИЛКАМИ КАРНАЛЛИТА
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ПРОЖИЛКАМИ СИЛЬВИНИТА
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ ГЛИНЫ
КАМЕННАЯ СОЛЬ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ КАРНАЛЛИТА
СИЛЬВИНИТ С ПРОЖИЛКАМИ КАРНАЛЛИТА
КАРНАЛЛИТ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ СИЛЬВИНИТА
Старобинского месторождения калийных солей
не вскрывшие калийных солей
вскрывшие калийные соли
- разрывные тектонические нарушения
- контур распространения IV калийного
- контур распространения III калийного
- контур распространения II калийного
- контур распространения I калийного
- техническая граница рудника
- граница распространения верхней
Геология Старобинское месторождение калийных солей
Песок разнозернистый до грубозернистого
Песок местами сцементированный глинистыми материалами
Глина с мелкими линзами песка
Гравелит конгломерат
доломитово- ангидритовая
Литологический разрез
Характеристика пород
Глинисто - мергелистая
загрязненная глинистыми и сульфатно- карбонатными примесями
с пластами глинисто- карбонатных пород
в нижней части встречаются песчаники. Развиты горизонты калийных солей мощностью от 1.5 до 30 метров.
Известняки органогенные и органогенно-хемогенные
реже - мергели доломитовые и ангидриты
редкие прослои песчаников и алевролитов.
доломитизированные известняки
ангидриты с прослоями глин и мергелей.
мергели глинист. с прослоями доломитов
песчаников и сульфатно-карбонат- ных пород с прожилками гипса.
Глины аргелитоподобные
извест- ковые с прослоями доломитов
известняков. Встреч. горючие сланцы с прожилками кальцита
местами породы слабо углистые
Пески глауконитово-кварцевые
Мел писчий и мелоподобный мергель
Песчаники меловые и пески.
Пески известковые и песч. глины
Глины некарбонатн. песчанистые и пески с просл. глинист. песчаников.
Сводная стратиграфическая колонка