8. экономика и организация производства. 8.1 Горно-подготовительные работы. Расход подготовительно-нарезных выработок при используемой системе раз


Чтобы посмотреть этот PDF файл с форматированием и разметкой, скачайте его и откройте на своем компьютере.
1. ГЕОЛОГИЧЕСКОЕ СТРОЕНИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И

ГОРНОГЕОЛОГИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ ЭКСПЛУАТАЦИИ


1.1 Краткие сведения о районе месторождения



Талнахский рудный узел, объединяющий Талнахское и Октябрьское сул
ь-
фидные медно
-
никелевые месторождения, является в настоящее

время осно
в-
ной сырьевой базой АО «Норильский горно
-
металлургич
еский комбинат».


Талнахский рудный узел территория около 100 км
2
 расположен в Норил
ь-
ском горно
-
промышленном районе на правобережье реки Норильской. В пр
е-
делах рудного узла выделяются дв
а месторождения сульфидных медно
-
никелевых руд: Талнахское и Октябрьское.


В административном отношении площадь месторождения относится к Д
у-
динскому району Таймырского автономного округа Красноярского края. Разр
а-
батываемые месторождения связаны между со
бой железной дорогой АО
«НГМК» и с морским портом в Дудинке.


Климат района суровый Полярный. Снежный покров держится с середины
сентября до середины июня. Среднегодовая температура воздуха равна 8, 6
градуса.


Особенностью климата являются сильные вет
ры, на
иболее частые в зимний
период.


Мерзлота распространена повсеместно. Мощность многолетнемерзлых п
о-
род в горной части достигает 300
-
400 метров, в долинной, под руслами рек и
озер, развиты талики.


Источниками промышленного и бытового водосна
бжения являются артез
и-
анские скважины и р. Норильская. Электроэнергия поступает от Хантайской
ГЭС.


Промышленное значение имеют Норильск
-
1, Талнахское и Октябрьское

месторождения.


Все месторождения локализуются в сложной по строению зоне Норильско
-
Хараелахского разлома. Рудник «Октябрьский», входящий в состав горно
-
рудных предприятий «АО НГМК», строится на базе запасов богатых и мед
и-
стых руд западного фланга Октябрьского месторождения и в настоящее время
разрабатывает богатые медно
-
никелевые р
уды.


1.2 Стратиграфия



В поле рудника вскрыты отложения девонской, каменноугольной,
пермской систем, низко эффузивной толщи перми
-
триаса, образования че
т-
вертичного возраста и интрузивные породы.



Девонская система Д


Нижний отдел пред
ставлен породами Зубовской и Курейской свит. Зубо
в-
ская свита сложена чередующимися мергелями, ангидритами и глинистыми
доломитами, мощность свиты 160
-
180 м. Курейская свита представлена а
р-
гиллитами, алевролитами и мергелями, мощность ее составляет 8
0 м.



В среднем отделе выделяют три свиты
:

Разведочнинская свита

сложена слоистыми аргиллитами и алев
ролитами с
мелкой галькой фосфоритов. Мощность свиты 140
-
160м.

Мантуровская свита

представлена ангидритоносными мергелями.

Макусовская свита

представлена известковистыми доломитами со слоями о
р-
ганогенных доломитов. Мощность свиты 20
-
35 м.



Верхний отдел состоит из двух свит
:

Накохозская свита


небольшой и изменчивой мощности сложена доломитов
ы-
ми амвро
-
песчанистыми мергелями с прослоями ангидри
тов.

Каларгонская свита


представлена доломитами, сменяющимися известняками,
и еще выше
-

кремнистыми доломитами и глинистыми известня
ками. Мо
щ-
ность свиты 130
-
160 м.


Позднекаменноугольная
-

позднепермская система

Отложения этой серии по
угленасыщенности делятся на нижнюю непроду
к-
тивную и верхнюю продуктивную толщи.




Непродуктивная толща объединяет руднинскую и далдыканскую свиты, а
продуктивная
-

шмидтинскую, кайерканскую и амбарнинскую сви
ты.


Руднинская, далдыканская и ш
мидтинская свиты сложены темными алевр
о-
литами и аргиллитами с их углистыми разностями.


Кайерканская свита характеризуется значительной угленасыщенностью.

Амбарнинская свита венчает разрез тунгусской серии и сложена песчаникамис
прослоями гравелитов
иконгломератов. Общая мощность осадочной толщи
550
-
600 м.


Туфолавовый комплекс


Вулканогенные породы перекрывают отложения тунгусской серии, шир
о-
ко развиты в районе и разделяются на несколько свит, представ
ляющие с
о-
бой лавовые образования

базальтового ряда, разделенных горизонтами т
у-
фов и туффитов.

Туфолавовая толща.

Ивакинская свита
-

в подошве залегают туфобрекчии с туфами и туффитами
выше располагаются покровы базальтов. Средняя мощность 128 метров.

Сыверминская свита

-

пре
дставлена потоками толеитовых базальтов микр
о-
пойкилоофитовой структуры, обуславливающей мелкогорошчатый облик
породы. Мощность средняя 120 м.

Гудчихинская свита

-

состоит из гломеропорфировых, порфировых и пикрит
о-
вых базальтов. Средняя мощность 170

м.

Надеждинская свита

-

представлена полифировыми, толеитовыми, афир
о-
выми и гломеропорфировыми базальтами. Общая мощность 550 метров.

Моронговская свита
-

покровы порфировых и афировых базаль
тов с мал
о-
мощными горизонтами туфов. Мощность
-

90 м.

Мощность туфолавовой толщи составляет 1200 м.


Четвертичная система


Четвертичные отложения представлены песчано
-
алевролито
-
гли
нистыми
породами, галечниками, суглинками, песками, прослойка
ми гра
вия,
гальки, валунов. Мощность их в долинной части достигает 120
-
200 м. у по
д-
ножия гор уменьшается до 20
-
30 м. и на склонах последних первых метров.


Интрузивные породы

На площади Октябрьского месторождения развиты две группы интрузи
в-
ны
х образований, относимых к трапковой основной, ультраоснов
ной, о
с-
новной и щелочно
-
основной магматическим фармациям.

По особенностям внутреннего строения и химизма, все интрузив
ные тела
подразделяются на недифференцированные и дифференцир
о
ванные.

Наиболее древними из них являются силлы субщелочных тита
но
-
авгитовых
долеритов.


Недифиринцированные интрузии залегают в форме силлов и даек. Дифф
е-
ренцированная интрузия представлена Северо
-
западной ветвью Талнахского
рудоносного и
нтрузива. В поле рудника эта ветвь имеет ширину 1
-
2 км, длину
2,5 км. Мощность ее составляет 80
-
100 метров.


Рудоносные дифференцированные интрузии состоят из следующих гла
в-
ных псевдостратифицированных горизонтов.

Верхний первый

объединяет разл
ичные гибридные породы эндо
контакта и
часто эруптивные брекчии.

Второй

-

однородные безоливиновые габбро
-
долериты.

К третьему

принадлежат оливиновые габбро
-
долериты, связанные с выш
е-
лежащими породами постепенными переходами.

Четвертый
-

состоит

из существенно обогащенных оливином пород пикрит
о-
вых, троктолитовых габбро
-
долеритов, оливинитов, плагиоклазо
вых п
е-
риодитов.

Пятый

-

представлен такситовыми габбро
-
долеритами. Такситы, несу
щие
сульфидное оруденение
-

это основная часть го
ризонта вкрап
ленных руд.

Шестой


контактовые разности оливиновых и безоливиновых габбродолер
и-
тов.


Горизонт

эруптивных брекчий имеет следующий минеральный с
о-
став: плагиоклаз, пироксен.


Горизонт безоливиновых и оливиновых габбро
-
долерито
в содержит малый
процент оливина.


Горизонт существенно оливиновых пород, такситовые габбродолериты,
контактовые габбро
-
долериты содержат оливин, плагиоклаз и пироксен в
различных соотношениях.



1.3 Краткая структурно
-
тектоническая
характеристика



Норильско
-
Хараелахский глубинный разлом делит южную часть Хара
-
елахской мульды на два блока. В западном опущенном блоке локализуется
Северо
-
западная ветвь Талнахской рудоносной интрузии.


Поле рудника «Октябрьский» на западе
, севере и юге ограничено геол
о-
гическими контурами выклинивания залежи, на востоке горным сбросом о
т-
деляется от поля рудника «Таймырский». Горный сброс имеет амплитуду
около 50м, угол падения плоскости сместителя около 70

. Геологическое
ст
роение этой части месторождения осложняется развитием просадочных
структур. В окончательном формировании пликативных и дизъюктивных
структур месторождения значительную роль сыграло воздействие внедри
в-
шейся интрузии.


Залежь богатых руд разбита сери
ей ступенчатых субмеридиальных разры
в-
ных нарушений и опирающих их разнонаправленных трещин на узкие выт
я-
нутые преимущественно с севера на юг блоки.


Общую тектоническую ситуацию поля определяют грабеногореподобные
локальные структуры, состоящие

обычно из нескольких клиновидных бл
о-
ков, неоднократно смещенных относительно друг друга на расстоянии от 5
до 20
-
25м по круто наклонным плоскостям.


1.4 Морфология рудных тел



Морфология и условия залегания тела полезного ископаемого.


В

поле рудника выделяются три промышленных типа руд: богатые, мед
и-
стые и вкрапленные. Все типы руд пространственно тесно связаны и образуют
общую субгоризонтальную по форме рудную зону, тяготеющую к подошве
интрузива, к контакту его с вмещающими

породами. Оруденение принадл
е-
жит интрузиву, что определило объединение всех различных типов и разн
о-
видностей руд в принципиально единую систему, в которой по условиям
кондиций выделяются несколько горизонтов и залежей промышленных типов
руд.


Богатые руды


Богатые руды представлены 1
-
й Хараелахской залежью основной, пре
д-
ставляющей собой плитообразное тело шириной до 1 км, имеющее протяже
н-
ность в субширотном направлении до горного сброса 1,7 км и полого 6
-
10

)
погружающееся в восточно
м направлении от 550 м до 1170 м. Положение з
а-
лежи четко контролирует плоскость контакта подошвы интрузива и вмеща
ю-
щих осадочных пород среднедевонской толщи. В поперечном сечении залежь
слегка наклонена к северу. Кровля имеет ровную поверхность, д
ля подошвы
фиксируется перепад отметок до 25 м. Установлено значительное количес
т-
во разноамплитудных смещений рудного тела. На флангах залежь расщепл
я-
ется на отдельные прожилки и линзы. Мощности залежей богатых руд до
с-
таточно устойчивы

и изменяются от 0,5 м до 45м, составляя в среднем 20 м.
Внутри залежи имеются безрудные ксенолиты пород мощностью до 3 м. Ко
н-
такты сплошных руд с вмещающими породами обычно четкие, кроме о
т-
дельных случаев подошвы интрузива.


Медистые руды



Запасы медистых руд сосредоточены в горизонте, кулисообразно продо
л-
жающим в западную зону локализации богатых руд. Залежь имеет длину
1000м, ширину 800м. Глубина залегания 350м, глубина распространения
1100 м при средней мощности 40
-
100м. Морф
ология тел медистых руд опред
е-
ляется конфигурацией и пространственным положением блоков, вмещающих
пород и интрузивных инъекций.

Главной текстурой медистых руд является брекчиевидная обусловленная нал
и-
чием обломков осадочно
-
метаморфических пород, сц
ементированных масси
в-
ными сульфидами.


Вкрапленные руды

Вкрапленные руды прослеживаются по всей площади распространения рудн
о-
го интрузива и локализуются в зоне нижнего эндоконтакта последнего. В п
о-
ле рудника выделяются несколько горизонтов
вкрапленных руд, из которых
выделяется основной. Ширина залежи по простиранию от 400 до 1200 м,
длина по падению

800
-
1000 м. Глубина залегания
-
800 м, глубина распр
о-
странения


1000 м. Мощность горизонтов вкрапленных руд достигает 40м
.



1.5

Ка
чество полезного ископаемого



Пирротиновые руды

являются наиболее распространенной минеральной
разновидностью. Главные минералы представлены: пирротином
-

40
-
70%,
халькопиритом
-

10
-
30%, пенландитом
-

10
-
15%, магне
титом
-

5
-
10%. О
т-
ношение с
одержания меди к сере в рудах составляет менее 0,3. Имеются пл
а-
тиноиды.



Халькопиритовые руды

сложены: халькопиритом, талнахитом
-

40
-
70%,
кубанитом
-

10
-
40%, петландитом
-

8
-
13%. Медь к сере составляет 0,6. Имею
т-
ся платиноиды.



Кубанитовые
руды

-

вторая по распространенности минеральная разнови
д-
ность богатых руд. Эти руды характеризуются следующим составом: кубан
и-
та
-

35
-
55%, троилита
-

20
-
40%, петландита
-

10
-
15%, халько
пирита


5
-
15%,
магнетита
-

5
-
8%. Отношение содержания меди к
сере 0,3
-

0,45. Имеются пл
а-
тиноиды. Основным концентратом никеля во всех разновидностях богатых руд
является петландит 98% всего никеля. Кобальт рассеян в рудообразующих
минералах 73
-
82% в петландите, 5
-
20% в ипрротине, 21% в халькопиритовых
рудах.

Вся медь содержится в халькопирите и кубаните 99%. Железо входит
во все главные минералы богатых руд. Среднее содержание никеля
-

2,8%, м
е-
ди
-

3,8%. Богатые руды находятся в подошве интрузива.


Медистые руды

по основным рудным минералам выделяются

пять мин
е-
ральных разновидностей: пирротиновая, пирротин
-
халькопиритовая, пирит
о-
вая и валлериитовая. Первые две являются промышленными залежами. В
распределении минеральных разновидностей наблюдается зональность: пирр
о-
тиновые руды располагаются
ближе к контакту интрузива, по удалении от
него сменяются халькопиритовыми рудами, затем идут пиритовые руды. М
и-
неральный состав пирротиновых руд: пирротин, халькопирит, петландит,
магнетит. Нерудными минералами являются пироксены, плагиокл
аз, карб
о-
наты, граниты, серпентины, ангид
рит, хлорит.


Халькопиритовой разновидности характерны халькопирит, петландит,
миллерит, борнит, кубанит, пирит, магнетит. Нерудные минералы те же, что и
в пирротиновых рудах. Среднее содержание
никеля
-

2,65%, меди
-
6,6%.


Вкрапленные руды.


По минеральному составу вкрапленные руды в интрузиве относятся к пи
р-
ротиновой разновидности и располагаются между богатыми рудами и м
е-
дистыми. Содержание металлов в руде колеблется по никелю

от 0 до 1,5%,
по меди от 2,2%. По всем сортам руд содержание металлов увеличивается по
мощности вниз.


1.6

Гидрогеологические условия



На месторождении развиты три водоносных горизонта. Горизонт верхн
е-
четвертичных и современных аллювиальных отложени
й приурочен к гравийно
-
галечным супесчано
-
суглинистым отложениям, имеет мощность

от 5 до

25 м.
Коэффициент фильтрации п*10 м
3
/сут., водопритока п*100 м
3
/сут. Характер
потока
-

безнапорный. Подземные воды горизонта пополняются атмосферн
ы-
ми осадками. Вод
ы гидрокарбонатные, пресные. Горизонт ниже
-
среднечервертичных аллювиальных отложений локализуется в валунно
-
гравийно
-
галечных отложениях. Коэффициент фильтрациипородп*100м/сут., и
коэффициент

водопритока п*1000 м
3
/сут. Воды напорные, гидрокарбонатные,

с минерализацией до 0,5 г/л.


Водоносный горизонт коренных пород приурочен к комплексу водовм
е-
щающих пород: базальтом, осадком тунгусской серии в девоне, а также и
н-
трузивным образованиям. Коэффициент фильтрации 4,4
м
3
/сут, коэффициент
водоп
роводимости 1161

м
3
/сут.

Проницаемость коренных пород с глубиной уменьшается. Воды по химическ
о-
му составу относятся к гидрокарбонатно
-
кальциевому, а с глубины 315 м
-

хлоридно
-
сульфатно
-
натриевым. Минерализация достигает 17,9 г/л. Руда и
рудоносная интрузии не обнаруживают значительной проницаемости. По да
н-
ным гидрогеологической службы для рудника «Октябрьский» максимальный
водоприток составляет 3
-
5 м
3
/ч.



1.7

Инженерно
-
геологические условия



Породы всех горизонтов разреза поля рудника
в ненарушенном состоянии
имеют высокую прочность f  8
-
14. По мере приближения к зонам тектонич
е-
ских нарушений прочностные свойства их снижаются. В целом породы о
б-
ладают интенсивной тектонической нарушенностью при трещиной пустотности
в нарушенных

участках в среднем 5
-
10%.


Нарушенность сплошных руд в зоне ведения очистных работ оценивае
т-
ся на 60
-
70% как сильная, в остальной части
-

средняя. Устойчивость руды
средняя. Нарушенность габбро
-
долеритов, залегающих в кровле залежи бог
а-
тых

руд такая же, как и в рудах. В породах подошвы, представленных ор
о-
говикованными аргиллитами и мергелями, трещины крутопадающие откр
ы-
того типа. Нарушенность от сильной до слабой. Устойчивость пород соо
т-
ветственно средняя и слабая. Контакт кр
овли рудной залежи с перекрыва
ю-
щими ее габбро
-
долеритами по всему полю изобилует многочисленными о
т-
ветвлениями прожилков сульфидов, образующих на отдельных участках шт
о-
кверковые зоны богатого оруденения, зачастую переходящего во вкрапленные.


По тр
ещинам в породах кровли развиваются ослабляющие минералы
тальк, хлорит, серпентин. Выше, в

зоне вкрапленного

оруденения габбро
-
долериты разбиты трещинами отдельности на блоки от 1 м
3

и более.

В интервале до 10 м ниже контакта подошвы рудной за
лежи почти всегда
происходит обрушение подстилающих пород до плоского контакта.


Ниже подошвы сульфидной залежи в 25
-
40 м залегает слой долеритов,
высокая устойчивость которых в сочетании со слабой устойчивостью арг
и-
литов и мергелей являют
ся осложняющим фактором при проходке и эксплу
а-
тации рудоспусков, а также вент. восстающих.


Халькопиритовые разности сульфидных руд в отбитой массе склонны к б
ы-
строму окислению с выделением тепла. Случаев самовозгорания вкрапле
н-
ных в интрузиве и
медистых руд до сих пор не наблюдалось.


Все породы рудника руды газоносны. Абсолютная метаноносность пр
и-
мерно 200

м
3
/сут. В этой связи рудник «Октябрьский» работает на индивид
у-
альном газовом режиме безотнесения к определенной категории по газу
.
















2.

ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ


2.1 Вскрытие рудника «Октябрьский»




Вскрытие залежи, отрабатываемых богатых руд, осуществляется одинн
а-
дцатью вертикальными стволами и главными квершлагами отка
точных и ве
н-
тиляционно
-
закладочных горизонтов

600 м,
-
700 м,
-
750 м,
-
800 м,
-
850 м,
-
900 м,
-
950 м.


На основной площадке рудника находится четыре ствола: клетевые стволы
КС
-
1 и КС
-
2, предназначенные для подачи свежего воздуха в горные вырабо
т-
ки,
спуска
-
подъема людей, материалов, оборудования, взрывчатых матери
а-
лов; скиповые стволы СС
-
1 и СС
-
2, предназначенные для подъема руды и п
о-
роды.


На вспомогательной площадке рудника находится три ствола: вспомо
-
гательно
-
закладочный ствол ВЗС, предназн
ачен для подачи свежего воздуха в
горные выработки, спуска
-
подъема людей, материалов, оборудования; вспом
о-
гательно
-
скиповый ствол ВСС предназначен для выдачи руды и породы; гр
у-
зовой ствол ГС предназначен для спуска самоходных машин, длинномерных
матер
иалов, крупногабаритного оборудования.

На промплощадке вентиляционных стволов находится четыре вентиляцио
н-
ных ствола: ВС
-
1, ВС
-
2, ВС
-
3, ВС
-
4, которые служат для выдачи исход
я-
щей струи воздуха из шахты. Стволы оборудованы подъемными установками

для аварийного выхода людей из шахты.


2.2 Горнотехническая характеристика месторождения


Нижняя граница орудененения H
н
850 м; длина месторождения по прост
и-
ранию и падению соответственно L1000 м, B600 м; угол падения

=10

;
мощность месторождения
m
=25
м.; объемный вес руды

4.4 т/м
3
; годовая пр
о-
изводительность проектируемого рудника A4 млн.т.; месторождение распол
а-
гается в равнинной местности; налегающий массив представлен крепкими
скальными породами с углом сдвижения

=75

.


2.3 Земельный отвод


Для
определения площади земельного отвода необходимо определить ра
з-
меры Х
1
, Х
2

рис. 2.1.



(2
.1
)




(2.2)





(2.3)


где Н
Н



нижняя точка оруденения, м.;

Н
В



верхняя точка оруденения, м.;

m



мощность месторождения, м.;



-

угол зоны сдвижения, град.;



-

угол падения, град.

Рис. 2.1 Схема залегания месторождения.


Площад
ь земельного отвода:


(2.4)


где В
Г


проекция линии падения на горизонтальную плоскость.




(2.5)


Рис. 2.2 Граница

зоны сдвижения пород.





2.4 Выбор варианта вскрытия месторождения


Рассмотрим два варианта вскрытия месторождения:

1.

Вскрытие месторождения вертикальным скиповым стволом в лежачем боку
месторождения посередине линии простирания, вне мульды сдвижения
горных
пород рис. 2.3.

2.

Вскрытие месторождения вертикальным скиповым стволом в лежачем боку
месторождения посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и
конвейерным наклонным стволом рис. 2.4.


2.4.1. Первый вариант вскрытия


Данный способ вскр
ытия предполагает проведения следующих вскрыва
ю-
щих выработок: скипового ствола, двух вскрывающих квершлагов, а также кл
е-
тевого и вентиляционного стволов, капитального рудоспуска.

Проектируем горизонты так, чтобы высота этажей была не более 70 м.

Высота пе
рвого этажа 65 метров, где верхняя граница
-

735м., нижняя граница
-

800м. Высота второго этажа 60 метров, где верхняя граница


800м., нижняя
граница
-
860м.


Рис. 2.3 Вскрытие месторождения вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения
посе
редине линии простирания, вне мульды сдвижения горных пород.


Размеры вскрывающих выработок:

Глубина скипового ствола:


(2.6)


где Н
н2

=860


нижняя граница второго этажа, м;



Н
з

=15


глубина зумпфа, м.


Глубина клетевого ствола:


(2.7)

Общая длинна вскрывающих квершлагов:


(2.8)


(2.9)


(2.10)


где Х
о



величина охранного целика, м. Х
о
50 м;

Глубина капитального рудоспуска: Н
р
83м.


2.4.2. Второй вариант вскрытия


Вертикальным скиповым стволом до горизонта
-
807 метров в лежачем боку
месторождения посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и
конвейерным наклонным стволом с горизонта
-
902 метров до горизонта
-
777
метров.

Рис. 2.4 Вскрытие месторождения ве
ртикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения
посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом.


Глубина скипового ствола: Н
сс
807м.

Угол наклона конвейерного ствола:



(2.11)

где Н
рб



глубина резервного бункера, Н
рб

15м.;

Н
р



суммарная глубина рудоспусков над и под дробильной камерой, Н
р

22м.;

Н
э



высота второго этажа, Н
э

60м.;

Н
к



высота дробильной камеры, Н
к

20м.;

L
3



длина проекции конвейерного ствола,
L
3
646,5м.

Длина конвейерного ствола:


(2.12)



Длина вскрывающих квершлагов:


(2.13)


Суммарная длина капитальных рудоспусков:


(2.14)



2.4.3. Определение капитальных и эксплуатационных затрат на вскрытие
месторождения


При определении капитальных вложений учитываются только вскрывающие
выработки. Условные ст
оимостные показатели сведены в таблицу 2.1


Условные стоимостные показатели


Таблица 2.1

Наименование объекта

Капитальные затраты

Годовые эксплуатационные

Скиповой ствол

73800 руб. 1м. пог.

1% от стоимости

Клетевой ствол

196800 руб. 1м. пог.

1% от стоимости

Конвейерный ствол

12210 руб. 1м. пог.

2,5% от стоимости

Рудоспуск капитальный

11529 руб. 1м. пог.



Вскрывающие квершлаги

11964 руб. 1м. пог.

2,5%
от стоимости

Дробильная камера

13546 руб. 1м
3



Скиповой подъем



1.73 руб. за 1т. на 100м.

Конвейерный подъем



5.4 руб. за 1т. на 100м.

Дробление



130 руб. за 1т.

Электровозная откатка



8.2 руб. за 1т. на 1000м.


Определение капитальных затрат на

вскрытие:

Капитальные затраты на строительство скипового ствола:


(2.15)



где
q
cc



стоимость 1 погонного метра п.м. скипового ствола, руб.;





Капитальные затраты на строительство капитального рудоспуска:


(2.16)


где
q
кр



стоимость 1 п.м. капитального рудоспуска, руб.,


Н
кр


глубина капитального рудо
спуска;






Стоимость строительства вскрывающих квершлагов:


(2.17)



где
q
кв



стоимость 1 п.м вскрывающего квершлага, руб.;




Затраты на строительство клетевого ствола:


(2.18)



где
q
кс



стоимость 1 п.м клетевого ствола, руб.,




Затраты на строительство конвейерного ствола:


(2.19)



где
q
кс



стоимость 1 п.м конвейерного ствола, руб.,



Капитальные затраты на строительство
дробильной камеры:


(2.20)



где
V
дк



объем дробильной камеры,
V
дк
10 тыс.м
3
.




Определим удельные годовые капитальные затраты:


(2.21)



где ∑К


сумма капитальных затрат по выработкам, руб.,





Годовые эксплуатационные расходы на поддержание вскрывающих горных в
ы-
рабо
ток:

а скипового ствола:


(2.22)




где
q
п
сс



годовые расходы на поддержание скипового ствола, % от стоимости,




б клетевого ствола:


(2.23)


где
q
п
сс



годовые расходы на поддержание клетевого ствола, % от стоимости




в вскрывающих квершлагов:



(2.24)


где
q
п
кв



годовые расходы на поддержание вскрывающих квершлагов, % от
стоимости




г наклонный конвейерный ствол:


(2.25)



где
q
п
ку



годовые расходы на поддержание конвейерного уклона, % от стоим
о-
сти



д сумма годовых эксплуатационных расходов на поддержание горных выраб
о-
ток:




Расчет годовых
эксплуатационных затрат на транспортировку горной ма
с-
сы:

-

по скиповому стволу:


(2.26)



где
q
т
сс


стоимость транспортировки 1 т горной массы по скиповому стволу на
100 м по вертикали, руб.,



-

электровозная откатка:


(2.27)



где
q
эл



стоимость транспортировки 1 т горной массы по откаточному кве
р-
шлагу на 1000 м по горизонтали, руб.,



-

конвейерный подъем руды:


(2.28)


где
q
пк



стоимость транспортировки 1 т горной массы по конвейерному стволу
на 100м по вертикали, руб.

h



высота подъема руды конвейером,
h
125м.



-

суммарные затраты на транспортировку:




Годовые эксплуатационные затраты на дробление руды:


(2.29)

где
q
дк



дробления 1 т. горной массы, руб.

Общие эксплуатационные затраты:




Удельные годовые эксплуатационные расходы:



Приведенные затраты:



где н0,14


коэффициент экономической эффективности капитальных влож
е-
ний.


2.4.4. Окончательный выбор варианта вскрытия месторождения



Занесем полученные капитальные и годовые эксплуатационные затраты в
таблиц
у 2.2.


Таблица 2.2

Наименование

Показатели по вариантам

1 вариант

2 вариант

Капитальные затраты

Проведение, крепление, армировка СС, млн.руб.

64.5

59.56

Проведение, крепление, армировка КС, млн.руб.

172.2

158.8

Проведение, крепление вскрывающих квершлагов, млн.руб.

18,9

5.9

Проведение капитальных рудоспусков, тыс.руб.

957

523.64

Проведение, крепление конвейерного ствола, млн.руб.



8

Строительство
дробильной камеры, млн.руб.



135.5

Удельные годовые капитальные затраты, руб./т.

63,9

92,1

Годовые эксплуатационные затраты

Поддержание СС, тыс.руб.

645

595.6

Поддержание КС, млн.руб.

1.722

1.588

Поддержание конвейерного ствола, тыс.руб.



200

Поддержание вскрывающих квершлагов, тыс.руб.

472

147.5

Подъем руды скипами, млн.руб.

60,6

55,8

Электровозная откатка, млн.руб.

52

16,4

Подъем руды по конвейерному стволу, млн.руб.



27

Дробление руды, млн.руб.



520

Всего годовых эксплуатационных
расходов, млн.руб.

115,44

621,73

Удельные эксплуатационные расходы, руб./т.

28.86

155,43




Приведенные затраты, руб./т.

37,8

168,3

Исходя из анализа достоинств и недостатков каждого варианта вскрытия,
расчетов по экономическому критерию минимальных
приведенных затрат, сд
е-
лан вывод в том, что наиболее целесообразен к применению первый вариант
вскрытия месторождения


вскрытие месторождения вертикальным скиповым
стволом в лежачем боку месторождения посередине линии простирания, вне
мульды сдвижения гор
ных пород.



2.5 Выбор схемы подготовки откаточного и вентиляционного горизонтов


При разработке пологопадающего месторождения выбирается панельная
схема подготовки откаточного и вентиляционного горизонтов.

Выработки откаточных горизонтов сечением
S
12м
2

пройдены в подст
и-
лающих породах с минимальным расстоянием от почвы рудного тела 10 ме
т-
ров.

Проектируем панель длиной 300 метров по падению и шириной 100 метров
по простиранию месторождения рис.
2
.5).

Рис 2.5 Панельная схема подготовки откаточных горизонт
ов.


Следовательно, на откаточных горизонтах подготавливаемого месторожд
е-
ния будут пройдены четыре откаточных штрека длиной 1000 метров всего
4000 метров и 22 откаточных квершлагов длиной по 300 метров всего 6600
метров. Схема вентиляционно
-
закладочног
о горизонта подобна схеме отк
а-
точного горизонта, но без промежуточных квершлагов. Сечение выработок
вентиляционно
-
закладочного горизонта
S
15.7м
2
.

На вентиляционно
-
закладочном горизонте будут пройдены три штрека длиной 1000 метров всего
3000 метров и дв
а квершлага длиной 600 метров всего 1000 метров. Сумма
р-
ная длина всех подготовительных выработок составит

Линейный коэффициент подготовки откаточных и вентиляционно
-
закладочного горизонтов:



(2.30)

где Б


балансовые запасы месторождения, в тоннах.


(2.31)


где
L



длина месторождения по линии простирания,
L
=
1000 м.;

В


длина месторождения по линии

падения, В600 м.;



-

объемный вес руды,

4,4 т./м
3
.

m



мощность месторождения,
m
25м.


Объемный коэффициент подготовки:


(2.32)

где

V
о



суммарный объем выработок откаточных горизонтов:



V
вз



суммарный объем выработок вентиляционно
-
закладочного горизонта:



2.6 Выбор типа скипа


Сечение скипового ствола.


(2.33)


D
=6.5
м

Производительность подъема.


(2.34)


где
c

-

коэффициент неравномерности
;

N

-

число рабочих дней
;

n

-

число рабочих часов в сутки.


Средняя скорость движения скипа





где
T
П
-

время подъема скипа;


n
час

-

число подъемов скипа в час;


Q
Г
-

наивыгоднейший груз, поднимаемый 1 раз в скипе.



(2.35)


где
t
П
-

время пауз.

;
;



Объем скипа.


(2.36)


Выбираем четыре скипа: 1СН 5
-
2;

Емкость м
3
)
-

5;

Грузоподъемность т
-

11;

Размеры мм
-
1440
1640.


2.7 Расчет времени на проведение вскрывающих выработок первой очер
е-
ди строительства рудника


В первую очередь разрабатываются запасы расположенные в пределах вт
о-
рого этажа гор.
-
800 м. Во вторую очередь разрабатываются первый этаж.

количество баланс
овых запасов подлежащих разработке в первую очередь:


(2.37)


Продолжительность отработки запасов первой очереди:


(2.38)


За это

время проводятся вскрывающие и подготовительные выработки для
второй очереди разработки месторождения. Все расчеты по определению вр
е-
мени строительства первой очереди сведены в таблицу №2.3










Таблица № 2.3

Время проведения главных вскрывающих выра
боток.


Наименование объекта

Объем, протяже
н-
ность,

глубина

Норма

выработки

Продолжительность
строительства

Скиповой ствол

875 м

50 м

17,5 мес.

Клетевой ствол

875 м

50 м

17,5 мес.

Вентиляционный ствол

735 м

50 м

14,7 мес.

Околоствольный двор

34800 м
3

350 м
3

99,4 мес.

Капитальный вентиляционный
квершлаг горизонт

725м

274 м

100 м

2,74 мес.

Вскрывающие квершлаги

Горизонт

792 м

548м

100 м

5,48 мес.

Вентиляционный

Горизонт

4706 м

100 м

47,06 мес.

Откаточный горизонт

792
м

4706 м

100 м

47,06
мес.

Капитальный рудоспуск

83 м

70 м

1,2 мес.

Всего

------------

------

252,6 мес.
























3. СТРОИТЕЛЬСТВО ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ


3.1
Выбор параметров и формы горной выработки


Рассмотрим подробно расчет параметров, паспортов БВР, вентиляции и
крепления для откаточного квершлага. Сечение которого мы выбрали при
вскрытии месторождения
S
10 м
2

в свету.

По таблице параметров горных выработок находим необходимые нам ра
з-
меры для
заданного сечения выработки
S
11.4 м
2

в проходке.


В3800 мм


ширина выработки;

Н3300 мм


высота выработки;


3.2 Выбор режима проходческих работ


По закону предельных норм рабочего времени рабочих, занятых на горных
работах, принимаем режим работы:


Число рабочих смен в сутки
n
см
=3

Число рабочих дней в месяц
n
дн
=21

Продолжительность рабочей смены Т7 часов.


Определение нормы проходки за цикл.


Месячная норма выработки
-

70 метров 
L
70 метров.

Суточную норму проходки определяем по формуле:


(3.1)


Следовательно, в сутки необходимо пройти не менее 3.3 метра.

Определяем норму проходки за цикл:


(3.2)

Принимаем
L
ух
=1.6
5 метров.


Вывод: для выполнения плана по проходке за один цикл необходимо прох
о-
дить 1.65 метров.


3.3 Проектирование и расчет буровзрывных работ


3.3.1 Определение глубины шпуров



(3.3)

где 


глубина шпуров, м;

L


длина выработки, м;

n
ц



число циклов в смену;

n
см



число смен в смене;

n
дн



число рабочих дней в месяце;


=0.9


коэффициент использования шпуров.



(3.4)


Глуб
ину врубовых шпуров принимаем на 10

20% больше

Получаем:

l
вр
2 м


3.3.2 Выбор типа ВВ


На практике наиболее широкое применение получило ВВ гранулит АС8.
Это гранулированное взрывчатое вещество можно использовать как при мех
а-
низированном, так и при ручном
заряжании. Он имеет низкую чувствител
ь-
ность к механическим воздействиям, хорошую сыпучесть, низкую слежива
е-
мость и водоустойчивость, наиболее безопасно.

Для прямого инициирования заряда ВВ принимаем патрон


боевик амм
о-
нит номер 6ЖВ массой 200 грамм.



3.
3.3 Определение удельного расхода ВВ


Для расчета удельного расхода ВВ воспользуемся формулой профессора
Покровского:


(3.5)


где
q
1



коэффициент взрываемости горных пород, значение кото
рого прин
и-
маем из соотношения:
q
1
=
0.1

f
,
f



коэффициент крепости по профессору Пр
о-
тодьяконову
q
1
=0.1

11=1.1

S
1



коэффициент структуры породы 0.8


2.Принимаем
S
1

= 1.7

V
1



коэффициент зажима породы, вычисляемый для данного случая одной
обнаженной по
верхности по формуле:


(3.6)

E



коэффициент работоспособности ВВ, определяемый по соотношению:
е380
/
р,

где р


работоспособность применяемого ВВ, для гранулита АС8 р400


(3.7)


Вносим все определенные величины в формулу:


(3.8)


Удельный расход ВВ на 1 м
3

породы составит 2.9 кг.


3.3.4 Определение количества шпуров на
забой


Для расчета количества шпуров воспользуемся формулой, рекомендованной
СНиП:


(3.9)


где
q
2.9 кг/м
3



удельный расход ВВ;


S
=11.4


сечение выработки в проходке;


Е 0.7


коэффи
циент заполнения шпуров, принимают в зависимости от
коэффициента крепости
f
;




-

плотность ВВ, для гранулита АС8 она составляет от 1

10
3

до
1.2

10
3
кг/м
3
. Принимаем


= 1

10
3

кг/м
3
;

d
з

42 мм


диаметр заряда, равный диаметру шпура;




3.3.5 Выбор типа вруба и схемы расположения шпуров в забое


Определяем количество оконтуривающих и врубовых шпуров, по формуле,
предложенной по методике В.М. Рогинского:


(3.10)


(3.11)


где
S



сечение выработки.




Определим количество вспомогательных шпуров:


(3.12)


где
N



общее число
шпуров.


Согласно количеству и глубине врубовых шпуров определяем тип вруба.
Выбираем вертикально
-
клиновой тип вруба.

Графическое изображение выработки и схему расположения шпуров в
ы-
полняем в паспорте буровзрывных работ.


3.3.6 Определение расхода ВВ на о
дин цикл и средней величины заряда


Расход ВВ на цикл определяем по формуле, предложенной в методике Р
о-
гинского:


(3.13)


где
q



удельный расход ВВ равный 2.9 кг/м
3



S



сечение выработки равное 11.4 м
2




l



глубина шпура равная 1.85 м



Средняя масса ВВ в шпуре определяется по формуле:


(3.14)


где
N



количество шпуров, равное 40.


Заряд врубовых шпуров увеличиваем на 10

20 %, вспомогательные и око
н-
туривающие принимаем средней величины.

q
ср.вр
1.65 кг.

Для заряжания ВВ гранулит АС8 принимаем пневмозарядчик типа ЗП
-
5, п
а-
троны заряжаются вручную. В качестве забойки используется глина
. После
формирования зарядов во всех шпурах уточняется общий расход ВВ на цикл.


(3.15)


где
q
пб



масса патрона


боевика.



Общий расход ВВ на цикл составит 69,5 кг.


3.3.7 Определение

и расчет конструкции заряда


Определение вместимости одного метра шпура:


(3.16)


где: ¨
-

плотность ВВ, равная 1000 кг/м
3


d
З



диаметр заряда, равный 0.042 м



Длина заряда в шпуре определяется выражением:


(3.17)


где
q
ср
1.5 кг


средняя масса заряда в шпуре.


Определим расход ВВ по его типу на цикл:

Расход на цикл гранулита АС8:


(3.18)



Расход на цикл патронов аммонита 6ЖВ:


(3.19)


3.3.8 Расчеты, производимые в паспорте БВР


Определение шпурометров для врубовых шпуров:


(3.20)


Для вспомогательных шпуров:


(3.21)


Для оконтуривающих шпуров:


(3.22)


Всего шпурометров на забой:



Полученные значения заносятся в таблицу буровзрывных данных паспорта
БВР.



Определение продвижения забоя за цикл:


(3.23)


Определение
отрыва горной массы за цикл:


(3.24)



Определение удельного расхода электродетонаторов.


(3.25)


Определение удельного расхода бурения
:


(3.26)


Полученные значения заносятся в таблицу буровзрывных данных паспорта
БВР.

3.4 Выбор комплекса проходческого оборудования


Производим выбор бурового оборудования, учитывая наибольшую
сменную
производительность, которая ведет к сокращению сроков строительства.

Предложено два типа оборудования:

Самоходная бурильная установка Буммер
-
135

Самоходная бурильная установка Каводрилл 555

При бурении шпуров бурильными установками типа

Буммер
-
135

сменная
производительность бурения находится по формуле:


(3.27)


где

К
о

-

коэффициент одновременности работ бурильных машин К
о
= 0,95
-

Буммер

-
135; К
о
=0,8
-

Каводрилл 555;

n
=2
-

количество
бурильных машин;

v
-

средняя скорость бурения при

f
=10
, для

Буммер

-
135

v
=
54,7 м/час; для
Каводрилл 555
v
52,4 м/час;

К
в
=0
,
75
-

коэффициент использования установки в течении смены;

К10,1
-

коэффициент, учитывающий время на замену бурового инструме
н-
та;


К20,2
-

коэффициент, учитывающий вспомогательные операции;

Т
см

7 часов
-

продолжительность смены.



При бурении шпуров бурильными установками типа

Каводрилл 555
:



На основании проведенных расчетов принимаем
: бурение шпуров по забою
и под штанги ЖБШ
-

Каводрилл 555


Исходя из рекомендованных погрузочно
-
доставочных машин для эксплу
а-
тации с самоходной буровой установкой Каводрилл 555 рассмотрим машины:
Каво 511 ѐмкость ковша для сплошных сульфидных руд
V
2,2 м
3
фирмы А
т-
лас Копко, Швеция и КСС М9 ѐмкость ковша для сплошных сульфидных руд
V
2,5 м
3
 фирмы Кавасаки, Япония

Рас
c
читаем техническую производительность ПДМ по формуле:


(3.28)


где

V
K

-

вместимость
ковша;


к



коэффициент заполнения ковша для Каво 911


0,95; КСС М9


0,9);

t
з



время загрузки для Каво 911


2,7 мин; КСС М9


0,6 мин;


t
р



время разгрузки для Каво 911


0,3 мин; КСС М9


0,4 мин;

L



плечо доставки 
L
 180 м.;

v
ср



средняя
скорость движения машины по рекомендациям, если плечо
доставки более 30 м., принимаем 8 км/ч;

t
п
в



вспомогательное время отнесенное к одному рейсу машины для Каво
911


0,78 мин/рейс; КСС М9


0,85 мин/рейс;

Каво 911:

м
3
/час

КСС М9:
м
3
/час


Исходя из этого выбираем погрузочно
-
доставочную машину КСС М9 .


3.5 Крепление горных выработок


Работы, связанные с креплением горных выработок производятся согласно
паспортам крепления разработанными на основании рас
четов крепи и геолог
и-
ческой характеристики горных пород.

Расчет параметров крепи включает определение величины нагрузки горн
о-
го давления и прочных размеров крепи.

Расчет нагрузки на крепь.

Наиболее общей формой проявления горного давл
е-
ния является деформ
ирование горных пород, которое приводит к потере ими
устойчивости, формированию нагрузки на крепь. Нагрузки на крепь зависят от
глубины заложения выработки, горно
-
геологических и сейсмических условий,
формы и размеров выработки, конструктивных особенностей

и собственной
массы крепи, ее предварительного напряжения, температурных напряжений,
воздействия соседних выработок, гидростатического давления воды, способа
проведения выработок.


Расчет паспорта крепления

При определении нагрузки на крепь существенным я
вляется выбор модели
взаимодействия крепи с массивом пород. Нагрузка на крепь обусловлена весом
пород в объеме свода и составляет:


(3.29)


где

Р

-

нагрузка,

МН/м.;



-

удельный вес пород;


a

-

полупролет выработки, м.,

f

-

коэффициент крепости пород.

Согласно заданным условиям:
a
=2,25;
f
=
10;

4,4 т/м
3
. Тогда:


(3.30)


Длину железобетонных штанг ЖБШ определяем
по формуле:


(3.31)


где

b

-

высота зоны обрушения пород, м.;


l
з

-

величина заглубления в устойчивый массив пород,
l
з
0,5 м.;


l
к

-

отрезок штанги,
l
к
0,07 м.


Определяем высоту

зоны обрушения пород:


(3.32)

где


-

угол внутреннего трения для f10

= 84);


L


-

ширина свода обрушения, м.


Определяем ширину свода обрушения:


(3.33)


где Н

-

высота выработки, Н
=
3,65 м.;


L
-

ширина выработки , L
=
4,2 м.




Используя полученные данные, определяем длину штанги



(3.34)


Принимаем длину штанги
l
шт
1,8 м.

Сетка штангования 0,7

0,7. Рассчитаем
толщину набрызг
-
бетонной крепи первичной. Расчет набрызг
-
бетонной крепи
включает подбор состава бетонной смеси и определение толщины

набрызг

-

б
е-
то
нного покрытия. Набрызг
-
бетон включает: воду, цемент, песок соотношение
песок

цемент  1

2 . Рассчитаем толщину набрызг
-
бетонной первичной кр
е-
пи по формуле:


(3.35)


где


-

толщина крепи;


К
1
=0,8
-

расчетный коэффициент;


Р
-

давление пород со стороны кровли;


n
п

-

коэффициент перегрузки
n
п
=1,2;



R
p
1,33 Мпа

-

сопротивление набрызг
-
бетона растяжению;


m
б
=1

-

коэффициент условий работы.


Принимаем толщину первичного набрызг
-
бетона А1 см
.


Рассчитаем количество ЖБШ в ряду и на один погонный метр с учетом се
т-
ки штангования. Определяем периметр выработки, на котором устанавливаю
т-
ся ЖБШ.


(3.36)


где


В3,8 м.
-

ширина выработки;


h
2,0 м.
-

высота выработки до пяты свода.



Учитывая, что от почвы выработки до места установки первой ЖБШ ра
с-
стояние не должно превышать один метр, принимаем его 0,5 м. Рассчитаем к
о-
личество ЖБШ в ряду
.


(3.37)



Исходя из вышеприведенных расчетов и горно
-
геологических условий, пр
и-
нимаем следующие параметры крепи:

В качестве предохранительной крепи применяются деревянные предохран
и-
тельные
стойки диаметром 120 мм. из расчета: одна стойка на 2,5 м
2

обнаже
н-
ной поверхности кровли. Они устанавливаются в призабойной части выработки
после тщательной оборке "заколов". Количество стоек предохранительной кр
е-
пи определяется в паспортах крепления.

В ка
честве временной крепи используются железобетонные штанги длиной
1.8 м. и набрызг
-
бетон толщиной 1 см.

Виды постоянной крепи определены проектами института "Норильскпр
о-
ект". В качестве постоянной крепи применяется усиленная комбинированная
крепь далее по

тексту УКК, состоящая из металлической сетки, которая кр
е-
пится на ЖБШ и набрызг
-
бетона толщиной 3 см. Тип и параметры постоянной
крепи разрабатываются в паспортах крепления.


3.6 Расчет проветривания и подбор вентилятора местного проветрив
а-
ния


Расход
воздуха по условию разжижения газов после взрывных работ должен
быть таким, чтобы за время не свыше 30 минут после окончания взрывных р
а-
бот концентрация ядовитых газов не превышала норм, предусмотренных ЕПБ.

Расчет воздуха, необходимого для проветривания т
упиковой выработки по
расходу ВВ производится по формуле:


(3.38)


где
S
11.4м
2



сечение выработки;


t

1800 с


время проветривания выработки;

Q
ц
 69.5кг.


количество одновременно взрываемого ВВ;

b

40л/к
г


газовость ВВ

φ 0.8


коэффициент обводненности выработки

L

150 м


длина тупиковой выработки равная

ρ 1.04


коэффициента утечек воздуха в вентиляционном трубопроводе.


Работы ведутся в сухом забое, ссылаясь на «Руководство по проектиров
а-
нию техн
ологического паспорта на проведение горизонтальных горных выр
а-
боток с использованием ВМП». По таблице 2.1. стр. 6 определяем, что φ0.8.



Расход воздуха по наибольшему числу работающих в забое людей.

По ЕПБ норма воздуха на одного р
аботающего в подземных условиях человека
составляет 6 м
3
/мин.


Расход воздуха определяется по формуле:



(3.39)


Где
n



количество работающих людей в забое, принимаем его равным 2.


Расчет расхода воздуха при использовании дизельного оборудования прои
з-
водится по формуле:


(3.40)


Где
q
м



минимальная норма воздуха на 1 л.с. для дизельного двигате
ля регл
а-
ментированная письмом Госгортехнадзора
q
м
4 м
3
/мин

Н


мощность ДВС, выбираем значение самого мощного оборудования

ST
-
8с, Н277 л.с.



Подставим все приведенные значения в формулу и получим:


(3.41)

Проверка на минимально допустимую скорость движения воздуха в выр
а-
ботке осуществляется по формуле:


(3.42)

Где:
v
min



минимально допусти
мая скорость движения воздуха в выработках в
соответствии с ЕПБ
11
v
min

не менее 0.25 м
3
/с.



Вывод: скорость движения воздуха в выработке допустима необходимая и
достаточная для проветривания выработки принимается наибольшее значе
ние,
полученное в приведенных выше расчетах



Устанавливаем производительность вентилятора местного проветривания
ВМП.


(3.43)


Устанавливаем аэродинамическое сопротивление
трубопровода по формуле:


(3.44)

где α0.0046

0.0048


коэффициент аэродинамического сопротивления гибкого
вентиляционного трубопровода типа МУ. Принимаем α0.0047.

L
тр



длина трубопровода равна
L
=
150 м.

d
тр



диаметр трубопровода равен 0.8 м
/


Статическое давление определим по формуле:


(3.45)


В руководстве по проектированию, таблица 3.3. стр. 11 по полученным да
н-
ным производительности и давления

вентилятора выбираем ВМП типа ВМ
-
12м, но это устройство имеет большие габаритные размеры и массу, поэтому
заменяем его двумя вентиляторами типа ВМ
-
8м.

Для подачи воздуха в выработку используется прорезиненный гибкий вентил
я-
ционный трубопровод типа МУ длин
ой 150 метров и диаметром 0.8 м.


3.7 Организация работ проходческого цикла


Организация работ в забоях осуществляется в следующем порядке:

1. Допуск людей в забой производит горный мастер или по его поручению бр
и-
гадир, звеньевой или старший забоя, после п
роверки на содержание вредных и
ядовитых газов, замера содержания метана, а также проверки забоя на наличие
"отказов".

2. Забой приводится в безопасное состояние:

-

производится оборка "заколов" по кровле и бортам забоя, а также по всей
длине действующей в
ыработки;

-

производится навеска вентиляционных труб;

-

наращиваются ставы сжатого воздуха и воды;

-

устанавливаются деревянные предохранительные стойки из расчета одна д
е-
ревянная стойка на 2,5 м
2

обнаженной поверхности кровли, а в слабоустойч
и-
вых порода
х в качестве предохранительной крепи применяются щелеклиновые
штанги из расчета одна штанга на 2 м
2

обнаженной поверхности кровли.

-

производится орошение отбитой горной массы и груди забоя, а также осущ
е-
ствляется промывка "стаканов" водой, после чего в
них вставляются деревя
н-
ные пробки.

3. Производится бурение шпуров по кровле выработки под железобетонные
штанги далее по тексту ЖБШ от закрепленной части выработки согласно па
с-
порту крепления.

4. Приготавливается песчано
-
цементный раствор согласно нормам

расхода м
а-
териалов для установки ЖБШ. Шпуры заполняются раствором полностью до
устья с помощью переносного пневмонагнетателя, и затем с помощью кувалды
в них забиваются арматурные стержни диаметром 16
-
18 мм, длиной в соотве
т-
ствии с паспортом крепления.

5.

Производится уборка рабочего места, убираются деревянные стойки при п
о-
мощи кувалды с рукояткой

L
�1

м. перед уборкой стоек предохранительной
крепи производится тщательная оборка "заколов".

6. Производится отгрузка горной массы ПДМ.

7. Далее производится
оборка "заколов" по бортам и груди забоя.

8. Производится проверка нижней части забоя на "отказы".

С этой целью грудь забоя омывается водой также промываются "стаканы", в
них вставляются деревянные пробки.

9. Производится бурение шпуров под ЖБШ по борту вы
работки и крепление
нижней части согласно паспорту крепления.

10. Производится бурение шпуров по забою бурильной установкой типа

Каво
д-
рилл 555.

11
. Производится продувка забуренных шпуров сжатым воздухом при помощи
спец. устройства, оборудованной двуххо
довым краном.

12. Производится уборка рабочего места и подготовка забоя к заряжанию.

13. Производится взрывание забоя: по времени взрывные работы ведутся с
о-
гласно циклограмме утвержденной главным инженером рудника.

Расчет времени на технологические операци
и проходческого цикла при пров
е-
дении ОК.


3.8. Расчет графика цикличности
.

3.8.1 Объем работ по всем операциям


а Бурение шпуров в забое.


V
ш1

 75,5 шпм.

б Бурение шпуров под штанги


Число рядов











(3.46)


Число

штанг








(3.47)


Число циклов










(3.48)


Число штанг выставленных за цикл



(3.49)




(3.50)

в Общий метраж шпуров



(3.51)

г Заряжание шпуров










(3.52)

д Отгрузка горной массы






(3.53)

е Нанесение набрызг
-
бетона


S
н

-

площадь нанесения набрызг
-
бетона.

(3.54)


где :


P

-

периметр выработки, Р  9 м.



(3.55)

3.8.2 Трудоемкость процессов
проходческого цикла
.

а Бурение шпуров в забое


(3.56)


где:
n
выр

-

комплексная норма выработки проходческого звена.

б Бурение шпуров под ЖБШ


(3.57)

в Заряжание








(3.58)

гУборка горной массы






(3.59)

дУстановка ЖБШ






(3.60)

Суммарная трудоемкость

Прочие работы составляют 10% от суммарной трудоемкости
N
10%
=0,23
чел.см

Общая трудоемкость 2,30,23  2,53 чел. смены

Принимаем проходческое звено 3 человека.


3.8.3 Продолжительность процессов



(3.61)

где:
T

-

продолжительность смены, 7 час.


n

-

количество человек в звене, 3 чел.

Бурение шпуров:











(3.62)

Бурение шпуров под ЖБШ:







(3.63)

Заряжание:













(3.64)

Уборка горной массы:









(3.65)

Установка штанг ЖБ:











(3.66)

Определяем продолжительность проходческого цикла:

Время
вспомогательных операций определяется по формуле:





(3.67)


где: Т
см
-

продолжительность рабочей смены, 7часов.


Распределяем оставшееся время на следующие операции:




Оборка заколов


0.5 часа



Настройка вентиляции


0.5 часа



Осмотр забоя


0.4 часа



Заключительные операции


0.3 часа







4. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ


4.1 Выбор системы разработки



Так как в пределах месторождения рудное
тело невыдержанное по мощн
о-
сти, средняя мощность равна 25 м, выдержанное по углу наклона 10˚, залегание
пологое, устойчивость руды и вмещающих пород непостоянна и изменяется от
средней до неустойчивой, а также резко снижается в местах тектонических н
а-
рушен
ий, глубина залегания от 850 до 745 м, земная поверхность охраняется,
руда ценная, сульфидная склонная к слѐживанию и самовозгоранию, то для т
а-
ких условий возможность выбора системы разработки весьма узка.



Целесообразно выбрать систему разработки с миним
альными потерями и
разубоживанием из
-
за высокой ценности руды, с закладкой выработанного
пространства из
-
за необходимости сохранения земной поверхности, так как
Н/
m
)
‹200, большой глубины разработки и удароопасности месторождения
твердеющими смесями и
з
-
за опасности самовозгорания руды. К таким сист
е-
мам относится сплошная

без оставления целиков

слоевая из
-
за колебаний
мощности рудного тела система разработки с

закладкой выработанного пр
о-
странства твердеющими смесями, потому что она обеспечивает н
еобходимые
параметры и технико
-
экономические показатели по системе разработки. И
з-
вестно три варианта такой системы разработки:

1. С восходящим порядком выемки слоѐв


применяется только при устойч
и-
вых вмещающих породах и рудах, так как работы ведутся под
естественной
кровлей, это наиболее быстрый не требует армировки и большой прочности
закладочного массива, дешѐвый и наименее трудоѐмкий вариант системы;

2. С нисходящим порядком выемки слоѐв


один из наиболее безопасных вар
и-
антов этой системы работы ве
дутся под искусственной кровлей из прочного
бетонного армированного массива, его можно применять в тяжѐлых горно
-
геологических условиях, с другой стороны


это один из наиболее трудоѐмких
и дорогих вариантов;

3.

Третий вариант имеет восходящий порядок выемки
, поэтому требует усто
й-
чивости руды, но отличается тем, что в кровле залежи проходятся выработки
защитного слоя, которые впоследствии армируются и заполняются твердеющей
закладкой. Таким образом, создается искусственная кровля, как при нисход
я-
щем порядке в
ыемки, поэтому этот вариант известен как комбинированный.
Такой способ выемки не требует устойчивых вмещающих пород, и позволяет
сэкономить на армировке и дорогостоящих прочных закладочных смесях п
о-
требность в них возникает только при строительстве бетонн
ого перекрытия з
а-
щитного слоя. Следовательно, данный вариант в некоторой степени сочетает в
себе достоинства двух предыдущих.






4.2 Конструкция и параметры восходящей системы разработки




В соответствии с подготовкой месторождения рудное тело по прос
тиранию
разбивается на секции ленты длиной 100 м и шириной 8 м. Секции отрабат
ы-
ваются слоями высотой 3,5 м снизу вверх с последующей закладкой отработа
н-
ного пространства твердеющей смесью.



Для прохода самоходного оборудования на слои по границам секции

с по
ч-
вы рудного тела в шахматном порядке проходят слоевые орты. Очистные раб
о-
ты начинаются после проведения разрезного штрека РШ размерами 4

3,5 м
по почве рудного тела секции.

При значительном изменении мощности рудного тела параметры системы
разрабо
тки будут меняться количество слоѐв, наличие и количество слоевых
ортов для заезда на слои и т.п., поэтому принимаем мощность рудного тела,
для дальнейших расчѐтов, равной 25 м. При вышеупомянутых изменениях в
конструкции системы разработки еѐ технико
-
эк
ономические показатели изм
е-
нятся.



Конструируя систему разработки, выбираем следующие параметры подг
о-
товительно
-
нарезных выработок:


-

откаточный квершлаг, расположенный в 10 м под рудным телом, сечением
вчерне
S
12 м
2
;


-

вентиляционно
-
закладочный уклон, расположенный в 10 м над рудным т
е-
лом, сечением вчерне
S
15,7 м
2
;


-

вентиляционный восстающий
-
рудоспуск ВВР сечением 4 м
2
, обслужива
ю-
щий 2 секции ленты;


-

разрезной штрек по почве первого слоя рудного тела, сечение
м 14 м
2
.

Параметры очистных выработок:


-

расширение РШ до параметров слоя 7

8 м.


В процессе разработки принимаем следующие условия.

1. При проведении подготовительно
-
нарезных выработок в рудном массиве
нормативные потери и разубоживание соответственно 
1
%

и р1
%
, при оч
и-
стной выемке 2
%
, р10
%
.

2. При проведении подготовительно
-
нарезных и очистных выработок использ
у-
ется дизельное самоходное оборудование ДСО, имеющее следующие зак
у-
почную стоимость и норму выработки:


-

бурильная установка со сменной производительностью Н
Б
400 шпм/см,
стоимостью К
Б
8,3 млн.руб;


-

погрузочно
-
транспортная машина ПТМ со сменной производительностью
Н
птм
400 т/см, стоимостью К
птм
6,2 млн.р;


-

кровлеоборочная машина стоимостью К
к
3,7 млн
.р.



3. Годовая норма амортизации ДСО:


-

буровая установка Н
АБ
=25
%
;


-

погрузочно
-
транспортная машина Н
А ПТМ
=25
%
;

-

кровлеоборочная машина Н
А к
=25
%
.


4. При закладке выработанного пространства производительность ПЗК с
о-
ставляет Н
З
631 м
3
/смену.

5.

Месячная скорость проведения подготовительно
-
нарезных выработок о
д-
ним забоем


70 м.

6.

Число шпуров на забой при сечении выработок
S
4,0; 12; 14; 15,7 м
2

соо
т-
ветственно равно
N
16; 39; 49; 49 шпуров.

7.

Глубина шпуров при очистных работах
L
ОЧ
3,9 м, расстояние
между шп
у-
рами 0,5 м, между рядами шпуров
b
1 м.


Принимаем следующий порядок разработки выемочного блока.

1.

Проходится разрезной штрек первого слоя с размерами 3,5

4 м, сечением


14 м
2
, длиной 100 м.

2.

Следующей стадией очистных работ является расширен
ие РШ первого слоя
до размеров слоя 7

8 м.

3.

После полной отгрузки отбитой руды и зачистки почвы на границах отраб
о-
танного слоя возводятся перемычки и производится частичная его закладка
твердеющей смесью с оставлением недозаложеного пространства высотой 3,5

м, верхний слой 0,5 м на который предусматривается заезд самоходного обор
у-
дования закладывается 100кгс/см
2
.Заезд самоходного оборудования на слой
осуществляется по выше лежащему слоевому орту через 3
-
5 дней после упло
т-
нения твердеющей закладки до 15кгс/см
2
. После обуривания вышележащего
слоя 3,5 м, и его отработки цикл работ повторяется.



4.2.1 Расчѐт технико
-
экономических показателей системы разработки



Для расчѐта технико
-
экономических показателей ТЭП выбранной системы
разработки принимаем следующие

нормы расхода материалов, энергии и их
стоимость см. табл. 4.10.

Таблица 4.10

Основные материалы и энергия


Наименование

Норма расхода

Стоимость
ед., руб.

ВВ для горно
-
проходческих работ, кг

0,77 кг/т

5,65

ВВ для очистных работ, кг

0,4 кг/т

5,65

ЭД
для горно
-
проходческих и очистных работ, шт

0,4/0,4 шт/т

3,00

Буровая сталь по породе / по руде, кг

0,3/0,2 кг/т

7,57

Дизельное топливо, кг

0,4 кг/т

2,50

Закладочный бетон М100, м
3

0,25 м
3


113,19

Закладочный бетон М30, м
3

0,25 м
3


75,77



Полную
сменную зарплату рабочих по профессиям с учѐтом тарифной ста
в-
ки, премии, районного коэффициента, северных надбавок, надбавок: за вредные
условия труда, за глубину производимых работ, за работу в удароопасных заб
о-
ях, за работу в условиях «газового режима» и

т.д. принимаем для:


-

бурильщика


331,42 руб;


-

взрывника


265,41 руб;


-

крепильщика


248,36 руб;


-

машиниста ПТМ


342,82 руб.


Для расчѐта ТЭП выбранной системы разработки принимаем расчетный
блок равным одной секции шириной 8 м, длиной 100 м,

высотой 7 м.

Количественные потери по видам работ определяем по формуле:


(4.1)


где
n
i



коэффициент потерь

при данном виде работ, %,

Б
i



количество балансовых запасов, т.

Средневзвешенный коэффициент потерь руды по системе разработки равен:


(4.2)


Количество рудной массы при отработке:



(4.3)


Количество вмещающих горных пород или закладочного массива, разубож
и-
вающих балансовую руду при отработке:


(4.4)


Средневзвешенное разубоживание по системе разработки:


(4.5)


Линейный коэффициент подготовительно
-
нарезных выработок по системе ра
з-
работки находим как:


(4.6)



Объѐмный коэффициент подготовительно
-
нарезных выработок по системе ра
з-
работки равен:


(4.7)


где
S
i



площадь поперечного сечения подготовительно
-
нарезных выработок
вчерне, м
2
;

l
i



длина подготовительно
-
нарезных выработок, м;



Все необходимые данные для расчѐтов и результаты сводим в таблицу 4.11

Таблица 4.11

Распределение балансовых и извлекаемых запасов расчѐтного блока по элеме
н-
там системы разработки


Виды работ и наименование
выработок

Число выработок

Сечение, м
2

Длина, м

Количество балансовых зап
а-
сов Б, т

Количество вмеща
-
ющих п
о-
род Г,т

Коэффициент потерь
n
, %

Количественные потери П, т

Разубоживание р, %

Количество примешанных
пород В, т

Количество
рудной массы Д, т

По руде

По породе

Подготовительно
-
нарезные выработки

ОК

1

12,0

-

8

-

336,0

-

-

-

-

-

ВЗУ

1

15,7

-

8

-

439,6

-

-

-

-

-

ВВР

0,5

4,0

28

20

246,4

140,0

1

2,4

2

4,8

248,9

РШ

1

14,0

100

-

6160

-

1

61,6

2

123,2

6222,8

Итого

-

-

128

36

6406,4

915,6

1

64

2

128

6471,7

Очистные работы

Расширение
РШ

-

42,0

100

-

18480

-

2

369,6

10

1848

20122,6

Отработка
слоев

7

28,0

700

-

86240

-

2

1724,8

10

8624

94864

Итого по
системе
разработки

-

-

928

36

111126,4

915,6

1,9

2158,4

8,7

10600

121458,3


4.2.2 Расчѐт производительности труда по системе разработки



Расчѐт производительности труда бурильщика при проходке подготов
и-
тельно
-
нарезных выработок производим следующим образом.


Откаточный квершлаг




Принимаем норму
выработки бурильщика Н
б
170 м шпм/смену; количество
шпуров на забой
N
ОК
39 при
S
=12

м
2
; протяженность выработки
L
ОК
8 м; п
о-
лучено горной массы Г336 т.

Суммарная длина шпуров для проведения ОК:



(4.8)


где η


КИШ, принимаем η0,9;


Количество смен, необходимых для проведения ОК:


(4.9)


Производительность
бурильщика:


(4.10)



Вентиляционно
-
закладочный уклон


Принимаем Н
б
170 м/смену;
N
ш
=49;
S
15,7 м
2
;
L
8 м; Г439,6 т.

Расчѐт производится аналогично расчету для
ОК.




(4.11)




Вентиляционный восстающий
-
рудоспуск


Принимаем Н
б
20 м/смену;
N
ш
=16;
S
=
4,0 м
2
;
L
48 м; ГД388,9 т.

Расчѐт аналогичен расчѐту ОК.






Разрезной штрек


Принимаем Н
б
170 м/смену;
N
ш
=49;
S
=14

м
2
;
L
В
100 м; Д6222,8 т.

Расчѐт аналогичен расчѐту ОК.






Определение производительности труда бурильщика при проведении оч
и-
стных работ


Принимаем Н
б
170 м/смену;
L
100 м; Д20122,6 т.

Расширение РШ.

Количество шпуров, необходимое для расширения РШ:


(4.12)


где
S
б



площадь бурения м
2
, принимаем, что РШ пройден вприсечку с сосе
д-
ним слоем;


(4.13)


где Н
рш



высота РШ, м;


L
рш



длина РШ, м;


В
рш



ширина РШ, м.


а


расстояние между шпурами в ряду, м;

b



расстояние между рядами шпуров, м;



Общая длина шпуров для расширения РШ:


(4.14)


где
l
от



длина отбойки бортов РШ до первого слоя, м;
l
от
3 м;



Количество смен бурильщика для обуривания первого слоя:


(4.15)



Производительность труда бурильщика:


(4.16)


Отработка слоев:


Принимаем Н
б
170 м/смену;
L
600 м; Д8 т.

Количество шпуров, необходимое для отработки шести слоев:


(4.17)


где
S
б



площадь бурения м
2
, принимаем;



(4.18)


где

L



общая длина, шести лент, м;

В


ширина ленты, м.



а


расстояние между шпурами в ряду, м;

b



расстояние между рядами шпуров, м;



Общая длина шпуров:


(4.19)


где
l
ш



длина шпуров, м;
l
от
3,9 м;



Количество смен бурильщика для обуривания слоев:




Производительность труда бурильщика:




Все полученные расчѐтные данные вносим в таблицу 4.12.





Расчѐт производительности труда взрывника




Принимаем норму выработки взрывника при
подготовительно
-
нарезных р
а-
ботах Н
В
120 кг/смену, удельный расход ВВ
q
=
0,77 кг/т; при очистных работах
Н
В
400 кг/смену, удельный расход ВВ
q
=
0,4 кг/т.


Расчѐт производительности труда крепильщика по установке штанг


Количество ЖБШ, необходимое для креплен
ия ОК, ВЗУ определяем по форм
у-
ле:


(4.20)



где
S
шт



площадь штангования, м
2
;


(4.21)



где Р
ш



периметр выработки, подлежащий закреплению
ЖБШ, м;



L



длина выработки, м;



0,7

0,7


сетка штангования ЖБШ.

Принимаем норму времени на установку одной ЖБШ Н
ВР
0,1 ч или при 7
-
ми
часовой смене норма выработки:

сетка
штангования 0,7

0,7 м. Крепятся ОК, ВЗУ.

Расчѐт времени работы машиниста ПТМ


Принимаем норму выработки машиниста ПТМ Н
М
400 т/смену, следовательно
n
м
400 т/смену.

Количество смен, необходимых для уборки горной массы расчетного блока:


(4.22)



Расчѐт времени на закладку выработанного пространства


Объѐм расчетного блока
V
8·28·10022400 м
3
. Количество смен, необходимых
для заполнения блока закладкой теоретическ
и:


(4.23)


Рассчитанные величины заносим в таблицу 4.12



Средневзвешенную производительность подготовительно
-
нарезных работ
определим как:


(4.24)



Средневзвешенная производительность очистных работ:


(4.25)



Трудоѐмкость системы
разработки составляет:



(4.26)


Таблица 4.12

Показатели производительности
n
i

(
т/смену и трудоѐмкости
r
i

(
чел.
-
смен по
рабочим профессиям на отработку расчѐтного блока


Виды работ и
выработок

Д, т

Г,

т

Буриль
-
щик

Взрывник

Крепиль
-
щик

Машинист
ПТМ

По сис
-
теме

n
б

r
б

n
в

r
в

n
к

r
к

n
ДМ

r
ПТМ

n
с

r
с

Подготовительно
-
нарезные работы

ОК

-

336

164,7

2,04

155,8

2,8

70

1,2

400

0,8

49,1

6,84

ВЗУ

-

439,6

171,7

2,56

155,8

3,6

70

1,2

400

1,1

51,9

8,46

ВВР

248,9

140

9,12

42,66

155,8

3,2

-

-

400

1,0

8,3

46,86

РШ

6222,8

-

194,34

32,02

155,8

51,8


-

400

15,5

53,23

116,9

Итого

6471,7

915,6

156,3

47,26

155,8

61,4

3078

2,4

400

18,4

41,3

179,06

Очистные работы

Расшире
-
ние
РШ

20122,6

-


684,2

29,41

1000

50,3

-

-

400

50,3

154,8

130,01

Отработка
слоев

94864

-

332,3

285,5

1000

303,6

-

-

400

303,6

124,4

892,7

Закладка

-

-

-



-





631,0

35,5

Итого по
системе

121458,3

915,6

336

362,1

345

415,3

45200,2

2,4

400

372,3

108,9

1237,3


4.2.3 Расчѐт времени на отработку расчѐтного блока




Принимаем, что работы ведутся без совмещения процессов бурения, отгру
з-
ки горной массы, взрывных работ и закладки. Скорость проведения РШ
-
90
м/мес. В таком случае время отработки блока складывается из следующих в
е-
личин процессов:

-

проведение РШ длиной 100 метров


1,1 мес;

-

расширение РШ длиной 100 метров


1,4 мес;

-

зак
ладка выработанного пространства объемом 22400 м
3



0,39 мес.

Всего времени на отработку блока Т
б
2,79 мес.


4.2.4 Расчѐт времени использования самоходного оборудования


Бурильная установка используется:

-

0,35 мес. при проведении РШ;

-

0,30 мес. при расши
рении РШ;

-

2,7 мес. при отработке слоев.

Всего 3,35 мес. или 0,28 лет

Погрузочно
-
транспортная машина используется:

-

0,17 мес. на проведение РШ;

-

0,56 мес. при расширении РШ;

-

2,24 мес. при отработке слоев.

Всего 2,97 мес. или 0,25 лет


Кровлеоборочная

машина используется 10% от времени на бурение и о
т-
грузку горной массы, т.е. 0,7 мес. или 0,06 лет.


4.2.5 Расчѐт расхода основных материалов и энергии



На основании данных из таблиц 4.10 и 4.12 рассчитываем расход основных
материалов и энергии, полученны
е результаты вносим в таблицу 4.13

Средневзвешенный удельный расход материалов и энергии находим по форм
у-
ле:


(4.27)















Таблица 4.13

Показатели расхода основных материалов и
энергии



4.2.6 Расчѐт стоимости материалов и энергии


По результатам расчѐтов, сведенных в таблицы 4.10 и 4.13, составляем таблицу
4.14.

Таблица 4.14

Стоимость основных материалов и энергии


Наименование материала

Количество на 1
т.

Стоимость ед
и-
ницы, руб.

Стоимость на 1
т. руды, руб.

ВВ, кг

0,43

5,65

2,43

Электродетонаторы, шт.

0,4

3

1,20

Сталь буровая, кг.

0,21

7,57

1,59

Дизельное топливо

0,4

2,5

1,00

ВСЕГО:



6,22

Закладка, м
3

0,25

75,77

18,94

ИТОГО:



25,16

Неучтенные
материалы и энергия 30%


7,55

ИТОГО:



32,71



4.2.7 Расчѐт заработной платы на 1 т добытой руды



Определяем трудоемкость по видам работ:


(4.28)


где Т
i



трудоемкость по видам работ;

r
ic



количество чел.
-
смен по видам работ по системе разработки;

Д
с



количество рудной массы при отработке всего блока.



Для бурильщика:





Для взрывника:





Для крепильщика:




Для
машиниста ПДМ:



По приведенным выше расчетам составляем таблицу 4.15


Таблица 4.15

Заработная плата




4.2.8 Определение амортизационных отчислений на 1т. руды


Продолжительность времени работ самоходных
машин определена ранее. Г
о-
довая норма амортизации на все виды машин Н
а
25%. Расчет амортизационных
отчислений на каждый вид самоходного оборудования производим по формуле:



(4.29)


где

K
i

-

стоимость вида оборудования, млн.руб.; t
i

-

продолжительность работ
данного оборудования, лет.

Для буровой машины К
б
=
8300000
руб.,

t

= 0
,28

года.


(4.30)


Для ПДМ К
м
6200000 руб., t0,24 года.:


(4.31)


Для кровлеоборочной машины К
д

 3700000 руб., t0.06 года .


(4.32)


Таблица 4.16

Амортизационные отчисления






Расчет
амортизационных отчислений на одну тонну руды производим по
формуле:


(4.33)



4.2.9 Расчѐт себестоимости 1 т руды по системе разработки



По результатам вышепревиденных расчетов составляем
сводную таблицу 4.17




Себестоимость одной тонны руды.


4.2.10 Технико
-
экономические показатели ТЭП




ТЭП по системе разработки, из ранее выполненных расчѐтов, вносим в та
б-
лицу 4.18

Коэффициент качества руды по системе разработки:



(4.34)


где а


содержание металла в рудной массе, %;


(4.35)


где р


разубоживание по системе разработки, %;


в


содержание металла во вмещающих породах, %;





Коэффициент извлечения металла из недр равен:



(4.36)


Таблица 4.18

Технико
-
экономические показатели

по системе разра
ботки


Наименование показателя

Обозн
а-
чение

Ед. измер
е-
ния


Величина

Коэффициент потерь

n

%

1,9

Разубоживание

р

%

8,7

Коэффициент качества руды

К
к

доли ед.

0,91

Коэффициент извлечения металла из недр

К
н

доли ед.

0,99

Себестоимость 1 т руды

С
д

тыс.руб

4961,5

Линейный коэффициент подготовки

К
л

м/1000 т

1,25

Объѐмный коэффициент подготовки

К
v

м
3
/1000 т

15,5

Производительность труда рабочего по системе
разработки

П

т/смену

98,1

Производительность труда рабочего при подг.
-
нарез. работах

П
П
-
Н

т/смену

36,03


Производительность труда рабочего при очис
т-
ных работах

П
оч

т/смену

123,8

Трудоѐмкость

Т

чел.
-
смен/
/1000 т

10,6

Удельный расход ВВ по системе разработки

Q

кг/т

0,42

5. РАСЧЁТ ВЕНТИЛЯЦИИ РУДНИКА


Проветривание рудника осуществляется всасывающим способом по
фланговой схеме.

Очистные выработки на руднике проветриваются за счѐт общешахтной
депрессии. Проветривание тупиковых проходческих забоев осуществляется
вентиляторами местного проветривания нагне
тательным способом и сжатым
воздухом преимущественно после взрывных работ. Камерные горные выр
а-
ботки: склады взрывчатых материалов, камеры горюче
-
смазочных материалов,
камеры самоходного дизельного оборудования, депо аккумуляторных электр
о-
возов проветрив
аются обособленной струѐй воздуха. Вентиляционная схема
проветривания предусматривает возможность реверсирования воздушной струи
в аварийный случаях.


5.1 Расчѐт количества воздуха, необходимого для проветривания в
ы-
работок рудника


Исходные данные,
необходимые для расчѐтов, сведены в таблицу 5.1:


Таблица №5.1


Данные для расчѐта воздуха по руднику


Годовая добыча горной массы, тыс.
м
3

600

В том числе из очистных работ:

гор.
-
800 м

275

гор.

860м

275

из проходческих работ:

гор.
-
800 м

25

гор.
-
860 м

25

Горнокапитальные работы, тыс.
м
3

50

Наибольшее количество людей, одновременно на
-
ходящихся
в руднике, чел

500

Удельный расход ВВ, кг/
м
3

очистные

2,26

подготовительные, нарезные

3,0

горнокапитальные

3,0

Количество рабочих дней в году, сут

305

Взрывных смен в году, смен

720

Газовыделение по данным ГМОИЦ,
м
3
/сут

30


5.2 Производим общешахтный расчѐт количества воздуха


Расчѐт по людям:


Q
Л
=q
Л

N

K=0,1

500

1,260 м
3
/с,

(5.1)


где
q
Л
0,1 м
3




норма

количества воздуха на 1 чел.;

N
=500


наибольшее число людей, работающих в смене, чел.;

K
=1,2


коэффициент запаса воздуха для систем разработки с закладкой
выработанного пространства.


Расчѐт по газовыделению
:


Q
г
=
q
г


V



K
/
N
=2,1


(550+50)

1000

1,2/60

35571 м
3

,

(5.2)


Где
q
г
=2,1
м
3




норма подачи воздуха на 1
м
3

горной массы, отбитой в
сутки;

V



объѐм горной массы, отбиваемой за сутки,

м
3
;



Расчѐт по газам от взрывных работ:


По гор.

800 м:

Q
ВВ
-
792
=500

А
-
792
/Т, кг,

(5.3)


где: А
-
800



количество ВВ, взрываемого в межсменный перерыв на гор
и-
зонте

800 м;

Т3600 с


время проветривания;


А
-
800
=275000

2,26/710+25000

3,0/710981 кг.


Q
ВВ
-
792
=500

981/3600136 м
3
/с.


По
гор.

860 м:


Q
ВВ
-
860
=
Q
BB


800
136 м
3
/с.

(5.4)


Итого по руднику по газовыделению от взрывных работ


Q
ВВ
=
Q
BB


800
+
Q
ВВ
-
860
136136272 м
3
/с.

(5.5)


Расчѐт проветривания по дизельному самоходному
оборудованию
ДСО


Расчѐт производим с помощью таблицы 5.2: см. приложение таблица 5.2


По гор.

800 м:

Q
ДСО
-
792
=4


W
/60, м
3
/с, 5.6



где: 4
м
3
/мин
-

норма расхода воздуха на 1 л.с;


W



суммарная мощность
двигателей ДСО;

Q
ДСО
-
792
=4

3708
/60247,2 м
3
/с.


По гор.

860 м:


Q
ДСО
-
860
=4

3708
/60247,2 м
3
/с.


Итого по фактору применения дизельного оборудования:


Q
руд
247,2247,2494,4 м
3
/с.


Расчѐт проветривания камерных выработок


По проекту института
«Норильскпроект»:

-

гор.

800 м


50
м
3
/с;

-

гор.

860 м 50
м
3
/с.


По «Методике расчѐта воздуха…», отчѐт института «Гипроникель»:

-

гор.

800 м


55
м
3
/с;

-

гор.

860 м


55
м
3
/с.

Итого для проветривания гор.

800 м с учѐтом проветривания камер и к
о-
эффициента неравномерности распределения воздуха К
н
=1,1:



Q
ДСО
-
800
=(247,2+55)

1,1=307,7

м
3
/с.

(5.7)


Итого для проветривания гор.

860 м учѐтом коэффициента неравноме
р-
ности распределения воздуха К
н
=1,1:



Q
ДСО
-
860
=(247,2+55)

1,1=307,7

м
3
/с.

(5.8)


Всего для проветривания рудника необходимо:



Q
руд
=307,7+307,7=615,4

м
3
/с.

(5.9)


5.3 Расчѐт необходимого количества стволов


Воздух в рудник обычно подаѐтся по
клетевому КС и породозакладо
ч-
ному стволам, а выдаѐтся по вентиляционным стволам ВС, на которых уст
а-
новлены вентиляторные установки.

Количество стволов ВС, необходимых для пропуска расчѐтного колич
е-
ства воздуха равно:


n
=
Q
ок
руд
/(

max
*
S
св
),

(5.10)



где
Q
ок
руд



окончательное расчѐтное количество воздуха с учѐтом ос
о-
бенностей стволов ВС, м
3
/с ;


Q
ок
руд
=

Q
руд
*
k
,
м
3
/с,

(5.11)





где
k



коэффициент, учитывающи
й утечки притечки воздуха, для
стволов не используемых для подъѐма
k
=1,10 ;

Q
ок
руд
=615,4*1,10=677
м
3
/с;





max



максимально допустимая скорость движения воздуха в стволе, м/с,
для вентиляционных стволов

max
15 м/с ;

S
св



площадь поперечного сечени
я ствола в свету, м
2
, принимаем ди
а-
метр вентиляционного ствола равным
d
6,5 м;

S
св
=

*
d
2
/4, м
2
,

(5.12)


S
св
=3,14*6,5
2
/433,16 м
2
;


n
=677/(15*33,16)=1,36.


Принимаем необходимое количество вентиляционных стволов
n
2 ствола
диаметром в свету
d
6,5 м.

Вентиляционные стволы располагаем рядом на одном горизонте, а на п
о-
верхности
-

на одной промплощадке.

Свежий воздух с поверхности в подземные выработки на рабочие гор
и-
зонты

800 м и
-
860 м поступает по стволам КС и ВЗС

за счѐт общешахтной
депрессии, создаваемой главными вентиляционными установками, распол
о-
женными в устьях вентиляционных стволов ВС
-
1 и ВС
-
2. Далее по откаточным
и транспортным выработкам свежий воздух поступает в очистные, подготов
и-
тельные, нарезные выраб
отки и технологические камеры. После проветривания
очистных, подготовительных, нарезных забоев и технологических камер, во
з-
душная струя, разбавленная рудничными газами исходящая струя, поступает
на вентиляционно
-
закладочные горизонт
-
725 м и далее направ
ляется к вент
и-
ляционным стволам ВС
-
1, ВС
-
2.

Из

вентиляционных стволов, посредством
вентиляционных установок, исходящая воздушная струя выбрасывается на п
о-
верхность в атмосферу.


5.4 Расчѐт депрессии рудника



Расчѐт депрессии рудника производим по максима
льному пути движения
воздушной струи. Для расчѐта необходимо знать не только геометрические п
а-
раметры, но и коэффициенты аэродинамического сопротивления выработок на
пути движения воздушной струи.


Принимаем, что максимальный путь движения воздушной струи
прох
о-
дит по выработкам. Пользуемся принципом последовательного суммирования
депрессий выработок по пути движения всей воздушной струи, необходимой
для проветривания всего рудника, с целью получения общей максимальной д
е-
прессии вентиляционной сети рудника,
что практически никогда не осущест
в-
ляется и даѐт весьма завышенные значения суммарной депрессии рудника с так
называемым «запасом» вентиляционной сети.

Все необходимые данные для расчѐта сводим в табл. 6.3

Расчѐт производим по формуле:


h
=
Σ
i
,
мм. вд. ст.,


(5.13)



где Σ
h
i



суммарные депрессии выработок на пути движе
-
ния воздушной
струи от сопротивления трению,
мм. вд. ст
;


h
i
α

Р

L

Q
2
/
S
3
,
Па.,

(5.14)


Данные для расчѐта депрес
сии рудника снесены в таблицу см прилож
е-
ние таблица 5.3


Выбор вентилятора главного проветривания



Для выбора вентилятора главного проветривания необходимо знать ра
с-
ход воздуха по руднику и депрессию рудника.

Выбор вентилятора главного проветривания
производим по техническим
характеристикам в зоне промышленного использования.

Принимаем к применению шахтный центробежный вентилятор главного
проветривания типа ВЦД
-
47,5А с регулируемым поворотом лопаток напра
в-
ляющего аппарата в северном исполнении. Технич
еские характеристики данн
о-
го вентилятора в диапазоне зоны промышленного использования: подача


от
90 до 710 м
3
/с, статическое давление


от 1300 до 9100 Па. При подаче расчѐ
т-
ного количества воздуха, необходимого для проветривания всего рудника, 677
м
3
/с д
епрессия составляет от 3400 до 4400 Па, что вполне удовлетворяет п
о-
требностям вентиляционной сети рудника, рассчитанной с запасом депрессии.












6.
БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ

6.1. Газовый режим.



Разрушение массива горных пород с целью
добычи полезного ископаемого
сопровождается выделением в горные выработки газов и образованием пыли.

Наибольшую опасность представляют горючие газы, метан и его гомологи,
а также водород, которые в смеси с воздухом при определенных условиях м
о-
гут взрыватьс
я. Взрывчатыми свойствами обладают и другие газы окись угл
е-
рода, сероводород и пр., однако выделения их в горные выработки, как прав
и-
ло, не достигают взрывоопасной концентрации и опасность этих газов заключ
а-
ется в их ядовитых свойствах. Выделение метана
происходит не только на
угольных шахтах, но и при разработке железорудных, апатитовых, калийных,
алмазных, золотоносных и других месторождений.

Взрывчатыми свойствами обладают пыли угольных, сланцевых, серных,
медных, серноколчеданных и других месторождени
й.

В соответствии с действующими правилами шахты и рудники, на которых
хотя бы на одном пласте залежи обнаружены горючие газы. относятся к опа
с-
ным по газу и на них распространяется газовый режим.


Вмещающие рудные залежи породы выделяют горючие газы:
метан, этан,
пропан, пентан и водород. Ориентировачный дебит горючих газов оценивается
в целом по руднику «Октябрьский» при добыче богатых руд величиной не б
о-
лее 65 м
3
/сутки. Такой объем газопроявлений сохранится, как показывают д
о-
полнительные исследован
ия, и при разработке медистых руд. В связи с газ
о-
проявлениями горные работы на руднике «Октябрьский» ведутся без отнесения
к определенной категории по газу, с соблюдением индивидуального режима.



Под
газовым режимом

понимается совокупность требований,

предъявля
е-
мых к шахте или руднику, разрабатывающему пласты или залежи, опасные по
взрывчатым свойствам газа и пыли.

Взрывоопасная ситуация может возникнуть при следующих обстоятельс
т-
вах: при скоплении такого количества горючего вещества, которое, находясь

в
воздухе, образует взрывчатую концентрацию, и при наличии источника выс
о-
кой температуры, способного воспламенить горючее вещество. Поэтому общие
принципы мероприятий газового и пылевого режимов строятся, с одной стор
о-
ны, на недопущении взрывоопасных ско
плений газа и пыли, а с другой
-

на
предотвращении появления источника высокой температуры, способного во
с-
пламенить взрывчатую среду.



Избежать образования взрывоопасных концентраций возможно путем пр
и-
менения таких способов и средств, которые уменьшают в
ыход взрывоопасных
примесей при разрушении массива например, нагнетание воды в пласт дег
а-
зация, удаляют их с рабочих мест, пылеулавливание, проветривание, нейтр
а-
лизуют осланцевание, подача в пожарные участки инертных газов и подавл
я-
ют орошение. Поми
мо перечисленных выше активных способов борьбы, пр
и-
меняют и пассивные
-

заблаговременную обработку пласта, например, бакт
е-
риями, пожирающими метан, контроль за содержанием взрывоопасных прим
е-
сей в горных выработках и оборудование камер
-
убежищ. К пассивному

способу
борьбы можно также отнести способы локализации взрывов с целью уменьш
е-
ния числа жертв взрыва, что достигается применением различного рода засл
о-
нов, разветвлением сети горных выработок на возможно большее число пара
л-
лельных ветвей и д.

Появление ис
точника открытого огня предотвращают путем применения
специально изготовленного оборудования взрыва
-

и искрозащитного, собл
ю-
дения особого порядка ведения взрывныхабот, запрещения курения и др.

Взрывчатые свойства газов и пылей имеют много общего близкая

по вел
и-
чине температура воспламенения, нижний и верхний пределы взрываемости и
др.. Однако имеются и существенные различия. Поэтому, несмотря на общие
методические основы разработки газового и пылевого режимов, способы и
средства борьбы с пылью и газами
различны.

6.2.
Самовозгорание руд.



Механизм самовозгорания: решающим условием самовозгорания

является способность к окислению.


Сульфидные руды сорбируют кислород в присутствии воды. При увлажн
е-
нии скопления сульфидной руды в раздробленном состоян
ия удельная скорость
поглощения кислорода многократно возрастает.


Практика и прямые измерения скорости сорбции кислорода показали,что
наиболее склонны к возгоранию руды, существенную часть которых образуют
пирит и марказит. Весьма инертны при окислении
галенит и сфалерит. Все
сульфидные руды по содержанию серы в пересчете на массовые доли можно
разделить на три группы: неопасные с содержанием серы менее 12 %; мал
о-
опасные с содержанием серы 12
-
30 %, опасные с содержанием серы более 30
%.



Однако не мене
е важна природная и технологическая нарушенность, ра
з-
дробленность руды. Нарастание скорости сорбции кислорода отстает от нара
с-
тания поверхности зерен, что говорит об участии в сорбции поверхности пор и
трещин. Весьма важен фактор времени.



В отличие от у
глей сульфиды вначале снижают скорость сорбции, а затем
могут повышать ее при неизменных внешних условиях.



С ростом температуры скорость сорбции кислорода нарастает.

При окислении сульфидов не образуется хорошо выраженный оксислой, как
при окислении угл
я. Хотя слой продуктов окисления на поверхности и нараст
а-
ет, но он рыхлый вследствие гидратации продуктов окисления, осложненной
растворением.

Большое значение для возникновения эндогенного пожара имеют геолого
-
горно
-
технические факторы.

Условия самовозгор
ания создаются при ведении горных работ благодаря
появлению притока воздуха к скоплениям разрыхленных пород, склонных к
возгоранию.

Степень пожароопасности определяется геологическими особенностями м
е-
сторождения, способами и скоростью ведения горных работ.

Относительную
пожароопасность залежи или пласта можно оценить по числу пожаров, прих
о-
дящихся на 1 млн. т добычи при одинаковых системах разработки. Аналогично
оценивают пожароопасность систем разработки при применении их в разных
геологических условиях. И
ногда оценивают пожароопасность по времени во
з-
никновения пожара от начала работ на участке.

Важнейшими геологическими факторами пожароопасности являются:

-

мощность пласта или рудного тела;

-

угол залегания;

-

сближенность пластов или рудных залежей;

-

тек
тоническая нарушенность;

-

характер вмещающих пород;

-

глубина залегания;

-

петрографический, химический состав пласта или рудного тела.


6.3.
Обеспечение безопасности ведения взрывных работ
.


Наибольшее число опасных ситуаций при ведении взрывных работ
возник
а-
ет по вине лиц, производящих эти работы. Даже обладая хорошей подготовкой
и имея большой опыт ведения этих работ, взрывники должны строго следовать
предписаниям правил, всегда относиться к взрывным работам с большой отве
т-
ственностью и осторожностью
и тщательно исполнять свои обязанности.

Причинами несчастных случаев общего характера являются:

-

не обеспечение вывода людей из опасной зоны;

-

преждевременный вход людей в опасную зону;

-

загромождение выработок неубранной отбитой горной массой, вагонетк
а-
ми и различными предметами;

-

небрежная подготовка средств взрывания и некачественное заряжание
скважин.

В целях предотвращения несчастных случаев:


-
до начала ведения взрывных работ устанавливаются границы опасной з
о-
ны, зависящие от величины взрывных
зарядов ВВ, объема взрываемой го
р-
ной породы, размеров выработки и способов ведения взрывных работ;

-

все люди, не связанные с ведением взрывных работ, выводятся в безопа
с-
ные места с нормальным проветриванием и защищенные от обрушения и
разлета обломков;

-

в местах возможных подступов к забою выставляются посты охраны из
специально проинструктированных и дисциплинированных работников;

-

выработки с исходящей вентиляционной струей, по которым направляются
газообразные продукты взрыва, закрещиваются с запретом

входа в них;

-

на расстоянии 20 м от места взрыва выработки расчищаются от всево
з-
можных загромождений, затрудняющих проветривание забоя и выход из н
е-
го;

-

для каждого места и вида взрывных работ готовится обязательный к и
с-
полнению паспорт буровзрывных раб
от;

-

подготовка зарядов ВВ, монтаж взрывной сети, а также взрыв производя
т-
ся собственноручно взрывником;

-

зарядов подготавливается столько, сколько будет взорвано за один прием;

-

обязательно применяется забойка, которая повышает эффект взрывания и
предо
твращает попадание в горную массу не взорвавшихся патронов;

-

патроны
-
боевики изготовляются только на месте взрывных работ и строго
по числу зарядов;

-

боевики массой более 300 г изготовляются в специально отведенном месте
по усмотрению лица, ответственног
о за взрыв;

-

обеспечивается обязательная подача звуковых и световых сигналов;

-

осмотр забоя после взрывания производится взрывником вместе с лицом
технического надзора по истечении времени разжижения продуктов детон
а-
ции, но не ранее нем через 15 мин. Мас
тер
-
взрывник может производить д
о-
пуск рабочих к месту взрыва производится только после разрешения мастера
-
взрывника или лица технического надзора.


Автоматические средства защиты


Для исключения несчастных случаев от случайного попадания в опасную
зону
людей выпущена система АБВЦ., представляющая собой взрывной пр
и-
бор с выносным блокиратором контроля уровня засветки в зоне ведения взры
в-
ных работ. Блокиратор, снабженный датчиками обнаружения оптического и
з-
лучения головных светильников, при случайном попад
ании людей в опасную
зону срабатывает, автоматически воздействует на узлы выдачи воспламен
и-
тельного импульса и предотвращает взрывание.

При каждом способе взрывания возникают свои опасности, требующие о
п-
ределенных мер предосторожности.

Электровзрывание и п
рименение детонирующего шнура:

1.

соединение отрезков Дш производится внакладку по длине шнура не менее
10 см или способом, указанным в инструкции, находящейся в ящике с Дш;

2.

ответвления присоединяются к магистральному шнуру так, чтобы угол м
е-
жду направлением
детонации по магистрали и ответвлению был менее 90°,
иначе может произойти отсекание отрезков Дш под действием воздушной
ударной волны до того, как произойдет передача детонации от магистрального
шнура;

3.

при прокладке сетей нельзя допускать витков и скруток

Дш.

Взрывание с помощью электродетонаторов ЭД
)

импульс тока подается из
укрытия или с безопасного расстояния. Однако и этот способ взрывания имеет
свои опасности. Прежде всего это возможность попадания в электровзрывную
сеть блуждающих токов и, как резул
ьтат, преждевременное взрывание снар
я-
дов.

Для устранения опасностей, связанные с блуждающими токами, ЕП предп
и-
сывают:

1.

все электроустановки, кабели, контактные и другие провода, находящиеся в
пределах зоны монтажа электровзрывной сети, обесточивать;

2.

в шахтн
ой сети с помощью реле утечек устранять утечки;

3.

стыковые, межрельсовые и межпутевые электрические соединения выпо
л-
нять тщательно;

4.

концы соединяемых проводов изолировать при помощи зажимов;

5.

замыкание накоротко проводников ЭД и магистральных проводов до м
о-
мента присоединения их к проводам последующей части сети;

6.

не использовать в качестве второго провода воду, землю, трубы, рельсы и т.
п.;

7.

регулярно измерять блуждающие токи и следить, чтобы сила их не прев
ы-
шала значения, при котором наступает взрывание ЭД.

8.
адикальным мероприятием против опасности блуждающих токов является
применение специальных ЭД пониженной чувствительности к посторонним т
о-
кам.

6.4.
Ликвидация отказов.

Отказавшие заряды должны быть обнаружены, зарегистрированы и неме
д-
ленно ликвидированы

мастером
-

взрывником. Во всех случаях, когда заряды
не могут быть взорваны по техническим причинам, они рассматриваются как
отказы.

Ликвидация отказов весьма опасна. Поэтому выяснение и устранение пр
и-
чин, а также ликвидацию одиночных и групповых отказов
производят, собл
ю-
дая все меры предосторожности, способом, обеспечивающим невозможность
непредвиденного взрывания отказа.

Если ликвидировать отказ по каким
-
либо причинам не удалось, мастер
-
взрывник обязан уведомить об этом руководителя взрывных работ или ли
цо
технического надзора, закрыв предварительно забой. Дальнейшая ликвидация
отказа производится по указанию и в присутствии лица технического надзора.

Если работы по ликвидации отказов не могут быть закончены в данной см
е-
не, то они передаются мастеру
-

взр
ывнику очередной смены.

Запрещается разбуривать стаканы вне зависимости от наличия или отсутс
т-
вия в них остатков ВВ.

6.5.
Проходка вертикальных стволов.


При взрывных работах в вертикальных шахтных стволах требования к усл
о-
виям безопасности повышаются. Взр
ывание в стволах производится только
электрическим способом с соблюдением следующих основных правил:

1.

патроны
-
боевики изготовляются только на поверхности в зарядных будках
на расстоянии не менее 50 м от ствола;

2.

в забое не должно быть никого, кроме машиниста

насоса и лиц, занятых з
а-
ряжанием и взрыванием зарядов;

3.

электровзрывная сеть монтируется при помощи антенных проводов так,
чтобы имеющаяся в забое вода не достигла антенн;

4.

в качестве взрывной магистрали может применяться кабель только во вл
а-
гонепроницаемой

оболочке;

5.

после выезда на поверхность лиц, производивших заряжание и монтаж сети,
в стволе открывают все ляды;

6.

по окончании взрывания и проветривания забоя ствол осматривается лицом
сменного технического надзора и приводится по его указанию в безопасное с
о-
стояние;

7.

все вновь буримые шпуры необходимо смещать по окружности по отнош
е-
нию к шпурам, пробуренным в предыдущем цикле, но без нарушения принц
и-
пиальной схемы расположения их.

6.6.
Массовые взрывы.



Производится одновременное взрывание значительного числ
а скважинных
и камерных зарядов. Это предъявляет дополнительные требования к обеспеч
е-
нию безопасности ведения взрывных работ.

1.

В зависимости от зон обрушения взрыв производят по типовому проекту
проведения массовых взрывов или специальному проекту на каждый

массовый
взрыв.

2.

Производится точный расчет. Опасную зону точно рассчитывают и обесп
е-
чивают охрану ее.

3.

Взрывную сеть монтируют опытные взрывники под непосредственным р
у-
ководством лица технического надзора.

4.

При глубине скважин более 15 м обязательно
производят дублирование с
е-
ти для предупреждения отказов вследствие неисправности сети, ликвидация
которых вызывает затруднения. Взрывание допускается электрическим спос
о-
бом или при помощи детонирующего шнура.

5.

За сутки до взрыва и перед взрывом проверяют ве
нтиляционные установки
и устройства. При обнаружении неисправности взрыв не допускается. Спустя 2
ч после взрыва осуществляют отбор проб воздуха в выработках и его анализ.
Разбирать газонепроницаемые перемычки, отделяющие участок взрыва, разр
е-
шается не ран
ее чем через 8 ч после взрыва.

Наряду с опасностью отравления ядовитыми газами при массовых взрывах
существует большая опасность от действия воздушной ударной волны, ск
о-
рость которой может достигать 60
-
80 м/с при давлении воздуха 30
-
40 кПа.

При отсутствии
подходов к зоне отказа невозможна не только ликвидация его,
но даже и обнаружение. Поэтому при малейшем подозрении на не выявленный
отказ выпуск ископаемого ведут специальным способом, предусматривающим
особую осторожность.

6.
7.
Профессиональные заболевани
я горнорабочих.


Основным видом профессиональных заболеваний является пневмокониоз
.


Действие пыли на организм человека зависит от ее химического состава, ди
с-
персности, формы пылинок и их возраста. Подразделяясь на ядовитую рту
т-
ная, свинцовая, мышьяковая,

марганцевая, бериллиевая и др. и неядовитую
угольная, породная, торфяная и др., она оказывает соответствующее возде
й-
ствие
-

отравляющее и не отравляющее.

Действие неядовитой пыли

проявляется в нарушении жизнедеятельности
верхних дыхательных путей, легк
их, кожи и глаз.

Крупные твердые пылинки с острыми краями кварца, песчаника, металлов и
др. легко внедряются в слизистую оболочку верхних дыхательных путей и
сильно травмируют ее. Крупные пылинки с гладкими краями угля, глины, ги
п-
са оказывают меньшее м
еханическое воздействие на верхние дыхательные п
у-
ти. Длинные и гибкие волокнистые пылинки асбеста, хлопка и др., задержив
а-
ясь на слизистой оболочке верхних дыхательных путей, покрывают ее своео
б-
разной клейкой массой, являющейся причиной хронических забол
еваний вер
х-
них дыхательных путей, трахей и бронхов.

При нормальном состоянии слизистая оболочка носа, носоглотки, трахей,
бронхов задерживает до 90 % пыли, содержащейся во вдыхаемом воздухе. При
длительном воздействии пыли происходят изменения как во внеш
нем виде сл
и-
зистой оболочки верхних дыхательных путей, так и в ее гистологической
структуре.

При продолжительном воздействии пыли уменьшается защитное действие
атрофический катар слизистой оболочки верхних дыхательных путей, иногда
с понижением ее рефлек
торной возбудимости, что способствует проникнов
е-
нию пыли из верхних дыхательных путей в более глубокие дыхательные пути и
легкие. Некоторые виды пыли хрома, никеля, мышьяка, бериллия и др. обл
а-
дают аллергическими свойствами и могут вызвать у отдельных ли
ц, астматич
е-
ские бронхиты и даже бронхиальную астму. Поэтому при работе в запыленном
воздухе необходимо проводить лечебно
-
профилактические мероприятия зак
а-
пывать в нос до работы и после нее оливковое, персиковое, абрикосовое и др
у-
гие натуральные масла. С
ледует систематически осуществлять ингаляцию
маслами и тепловыми растворами лекарственных веществ.

При длительном вдыхании пыли происходит разрастание соединительной
ткани в дыхательных путях, вызывающее профессиональное заболевание
-

пневмокониоз.

Согласн
о классификации различают следующие виды пневмокониоза:

1.

Силикоз
-
заболевание от вдыхания пыли, содержащей свободную дв
у-
окись кремния .

2.

Силикатозы асбестоз, талькоз, оливиноз, нефелипаз, апатитоз и др.
-

з
а-
болевания от вдыхания пыли силикатов, содержащей
двуокись кремния в
связанном состоянии.

3.

Карбокониозы антракоз, графитоз и др.
-

заболевания от вдыхания гл
е-
содержащей пыли угля, графита, кокса и др..

4.

Пневмокониозы антракосиликоз, силихоантракоз, сидеросиликоз и др.
-
заболевания от вдыхания пыли сме
шанного состава, содержащей двуокись
кремния в свободном или связанном состоянии, окислы металлов и другие
вещества.

5.

Металлокониоз бериллиоз, алюминоз, манганокониоз и др.
-

заболев
а-
ния от вдыхания пыли металлов, при которых возможно отложение в легких

рентгенаконтрастной пыли. Некоторые виды металлокониоза оказывают то
к-
сичное и аллергическое воздействия.

Пневмокониоз развивается медленно обычно через 5
-
15 лет работы. Быстр
о-
та развития и дальнейшее течение зависят не только от характера, концентр
а-
ции
и длительности вдыхания пыли, но и от индивидуальных особенностей о
р-
ганизма. Пневмокониоз наиболее часто возникает и быстрее прогрессирует у
подростков, что объясняется анатома
-

физиологическими особенностями м
о-
лодого организма. Пневмокониоз может прогрес
сировать и после прекращения
контакта человека с пылью. Поэтому весьма важна ранняя его диагностика.
При небольших концентрациях пыли в воздухе и содержании двуокиси кре
м-
ния происходят более медленное развитие пневмокониоза.

Опасность кварцсодержащей пыли
объясняется наличием на ее поверхности
химически активных силанольных групп с полупроводниковыми свойствами
кварца.

Угольная пыль вызывает пневмокониоз и пылевой бронхит.

Кроме дыхательных путей, пыль воздействует на кожу и глаза. Проникшая в
кожу пыль мо
жет вести себя индифферентно или вызывать воспалительные я
в-
ления, выражающиеся в припухлости, красноте и болезненности кожи. При з
а-
купорке пылью сальных желез может возникнуть папулезная сыпь. Особенно
вредно воздействие на кожу едкой и раздражающей пыли 
мышьяка, сурьмы,
извести, поваренной соли и др., которая может вызвать язвенные дерматиты.

Действие пыли на глаза вызывает заболевание глаз называемое конъюнктив
и-
том.

6.8.
Борьба с пылью как профессиональной вредностью
.

Борьба с пылью на горнодобывающих п
редприятиях имеет большое социал
ь-
ное значение. Поэтому разработка и внедрение новых высокоэффективных сп
о-
собов и средств борьбы с пылью являются актуальной задачей.

В настоящее время все мероприятия по борьбе с пылью можно подразделить
на следующие основны
е группы:

1.

предупреждение или снижение пылеобразования разработка и внедрение
машин и комбайнов, работающих на принципе крупного скола, и использ
о-
вание струй воды высокого давления, предварительное увлажнение массива;

2.

осаждение пыли, взвешенной в воздухе
орошение, применение пены;

3.

разжижение взвешенной в воздухе пыли вентиляция;

4.

пылеотсос и осаждение пыли;

5.

предупреждение или снижение пылеобразования осуществляется за счет
гидравлического или гидромеханического разрушения массива.

Суть первого вида воз
действия заключается в непрерывном перемещении
струй по забою с определенной скоростью.

Одним из эффективных методов предотвращения пылеобразования является
предварительное увлажнение массива. Сущность предварительного увлажн
е-
ния заключается в том, что н
агнетаемая в пласт под давлением жидкость пр
и-
водит к увеличению влажности, вызывающему образование из пылинок, нах
о-
дящихся в трещинах, агрегатов, которые при поступлении в воздух быстро
осаждаются.

Кроме того, при предварительном увлажнении уменьшается мех
аническая
прочность и увеличивается смачиваемость тонких фракций пыли. Наибольшее
снижение пылеобразования достигается при заполнении жидкостью всего
фильтрующего объема трещин и пор.

Противопожарно
-

оросительный водопровод.

Все протяженные и камерные
выработки, предназначенные для разработки
медистых руд, крепятся несгораемой крепью: комбинированной, усиленной
комбинированной, бетонной

и железобетонной, арочной металлической с жел
е-
зобетонной

или деревянной затяжкой.

Для борьбы с пожарами и пылью в гор
ных выработках предусматривается
прокладка противопожарно
-

оросительного водопровода, который постоянно
заполнен водой и находится под давлением 0.4
-
1.0 МПа.

Противопожарные трубопроводы оборудованы запорной арматурой, клапан
а-
ми и вентилями с соединитель
ными головками, устанавливаемыми согласно
требованиям ЕПБ.


Для повышения надежности пожаротушения предусматривается подключ
е-
ние воздухопроводов к противопожарным трубопроводам через задвижки. З
а-
движки устанавливаются на давление не более 10 МПа после ред
укционных
клапанов. Расчет противопожарного трубопровода выполняется из условия
обеспечения напора у наиболее удаленных пожарных кранов при пропуске
противопожарного расхода воды и половины расхода на обеспыливания по м
а-
гистральному водопроводу и только пр
отивопожарного расхода по трубопр
о-
воду в откаточных и вент. закладочных выработках.


Расход воды на один пожар в горных выработках принимается на два пожа
р-
ных ствола с диаметром 19 мм и расходом на один ствол 7 л/с


Сухое пылеулавливание


Комплекс п
ротивопылевых мероприятий, основанный на применении жи
д-
кости, наряду с положительными сторонами имеет и ряд недостатков. Так, ги
д-
рообеспыливание приводит к повышению влажности горной массы, что не вс
е-
гда допускается, увеличению влажности воздуха и обводнен
ию забоев.



В ряде случаев вода резко ухудшает состояние пород. Поэтому в настоящее
время ведут значительные научно
-

исследовательские и производственно
-

экспериментальные работы по созданию систем сухого пылеулавливания.

В шахтах применяют следующи
е способы пылеулавливания:

1.

отсос запыленного воздуха от места пылеобразования, отвод и выброс его
без очистки вдали от рабочих мест;

2.

отсос запыленного воздуха из
-
под укрытий источников пылеобразования
с последующей очисткой его в специальных устройствах;
отсос запыленного
воздуха высокопроизводительными установками с очисткой его в специал
ь-
ных камерах.

3.

В горнорудной промышленности применяют пыле
-

масло
-

улавлива
ю-
щую систему при работе перфораторов и самоходных буровых установок,
при проходке восстающих и

в камерах дроблений горной массы.

4.

Применение противопыльных респираторов.


В целях предохранения и защиты организма человека от неблагоприятного
воздействия окружающей среды в горной промышленности применяют средс
т-
ва различного назначения:

Для защиты орг
анов дыхания от проникновения пыли применяют противоп
ы-
левые респираторы. К конструкции респиратора и его техническим данным
разработаны определенные требования: он должен обеспечивать очистку во
з-
духа от пыли до допустимых санитарных норм; разность давлений

при вдохе не
должна превышать 40 Па, а при выдохе 30 Па для бесклапанных и 50 Па для
клапанных респираторов; ограничение поля зрения не должно превышать 25 %;
масса респиратора не должна превышать 300 г, а если маска одновременно
служит фильтрующим элемен
том
-

не более 75 г; респиратор не должен сте
с-
нять движений при работе, раздражать кожу лица; должен удобно крепиться на
голове.

По конструкции противопылевые респираторы делятся на две группы:

1.

клапанные, со сменными фильтрами многоразового использования;

2.


бесклапанные и клапанные, в которых фильтром служит сама маска,
предназначенные для односменного пользования.

К первой группе относятся респираторы «Астра
-
2» и Ф
-
62Ш, ко второй
-

кл
а-
панный У
-
2К и бесклапанные респираторы ШБ
-
1, «Лепесток
-
200», «Лепесток
-
4
0» и «Лепесток
-
6» цифры обозначают область применения при концентрации
запыленности, превышающей предельно допустимую в 200, 40 и 5 раз соотве
т-
ственно при размере частиц пыли до 1 мк. «Лепесток
-
200» изготовлен из мат
е-
риала ФПП
-
15
-
15, а «Лепесток
-
40» и «Л
епесток
-
5
-

из ФПП
-
70
-
0,5 или ФПП
-
70
-
0,2.

Комплексное обеспыливание.


Для борьбы с запыленностью и загазованностью рудничного воздуха

предусматривается комплекс организационно
-

технических мер в соответс
т-
вии с действующим на руднике проектом "Комплек
сное обеспыливание", кот
о-
рый будет дополняться или пересматриваться по мере развития горных работ.


Общие положения:

1.

действующие откаточные и вент. закладочные горизонты имеют пыле
вентиляционную службу и планы мероприятий по борьбе с пылью.

2.

на вновь
строящиеся горизонты распространяется применение аналоги
ч-
ных мероприятий по борьбе с пылью.

3.

во всех горных выработках и забоях на рабочих местах содержание пыли
в воздухе не должно превышать уровня ПДК
-

4 г/м^3

4.

запрещается подавать в шахту и на рабочие
места воздух, в котором с
о-
держание пыли более 30 % от установленной санитарной нормы.

5.

пыль со стен и кровли откаточных выработок должна периодически
смываться передвижными установками.

6.

по всем откаточным, вент. закладочным и основным подготовительным
выр
аботкам прокладывается противопожарный трубопровод, используемый
также для подачи воды для борьбы с пылью.

7.

в местах пылеобразования производится отбор проб воздуха для анализа
на запыленность в соответствии с требованиями ЕПБ.


При ведении буровых, вз
рывных и погрузочно
-

разгрузочных работ

с горной массой выполняется следующие мероприятия по пылеподавлению:

1.

орошение рабочего места перед брением на расстоянии 10
-
15 м.

2.

бурение шпуров скважин буровыми установками или ручными перф
о-
раторами с
промывкой водой, с мокрым пылеподавлением или сухим отс
о-
сом и последующим улавливанием пыли.

3.

применение гидрозабойки, внешней водяной забойки из гидромешков, а
также установка туманообразователей оросителей при взрывных работах.

4.

применение оросителей в

местах погрузки и разгрузки горной массы.

5.

установка водяных завес на входящих струях воздуха выработок отк
а-
точного горизонта и в местах транспортировки составов с горной массой.


6. периодическое орошение и смыв пыли по контурам выработки шлангом
или шт
рекомоечной машиной.

6.
9.

Выходы из шахты.



Выходы из шахты подразделяются на главные и запасные.

Главными выходами

являются выработки, по которым производится доставка
людей как в шахту, так и из нее при нормальном безаварийном режиме раб
о-
ты предпри
ятия.

Запасные выходы

-

это выработки, по которым можно покинуть место раб
о-
ты, если главные выходы по каким
-
либо причинам оказались недоступными.


Все трудящиеся, работающие в подземных выработках, при поступлении
на работу знакомятся с главными запас
ными выходами путем непосредстве
н-
ного прохода от места работы до поверхности или до стволов шахт при глуб
и-
не более 200 м. Повторное ознакомление проводится через 6 мес., а если пр
о-
изошли изменения путей следования, то трудящиеся должны быть ознакомл
е-
ны с

этими изменениями в течение суток путем прохода. Лица технического
надзора, ознакомившие трудящихся с выходами, производят запись в «Книге
инструктажа рабочих по безопасности работ». Запись удостоверяется подпис
я-
ми лиц, проводивших инструктаж и инструк
тируемых.


6.
10.

План ликвидации аварии
.


План ликвидации аварий ПЛА

-

это документ, предусматривающий все м
е-
роприятия по спасению людей,

застигнутых аварией в шахте, по ликвидации
аварий в начальный период их развития, а также определяющий

действия и
н-
женерно
-
технических работников, рабочих

и ВГСЧ при возникновении аварии.

Согласно Правилам безопасности ПЛА составляется

для каждой шахты, нах
о-
дящейся в эксплуатации, строительстве или реконструкции.

Необходимость составления ПЛА определяется особой

важностью четких с
о-
гласованных действий всех работников шахты и ВГСЧ в начальный период
развития аварии,

когда время для принятия решений крайне ограничено,

когда
возможно проявление растерянности и паники,

отсутствие на месте руковод
и-
телей шахты и т. л. П
ЛА,

подготавливаемый заблаговременно на основе вс
е-
стороннего анализа возможных аварийных ситуаций, с учетом

современных
методов и средств борьбы с авариями,

инженерного опыта и особенностей ша
х-
ты, позволяет

избежать ошибок при спасении людей и ликвидации

а
варий.


ПЛА разрабатывается главным инженером шахты

и командиром обслуж
и-
вающего шахту ВГСВ на каждые

6 мес, согласовывается с командиром ВГСО и
утверждается техническим директором производственного объединения, гла
в-
ным инженером комбината, треста, рудоупра
вления за 15 дней до ввода плана в
действие. ПЛА изучается лицами инженерно
-
технического надзора до его вв
о-
да в действие. Рабочие знакомятся с той частью плана, которая относится к их
местам работы, и с правилами поведения при аварии. Ответственность за пр
а-
вильное составление ИЛА несут главный инженер шахты и командир

ВГСВ.

Регулярный через 6 мес пересмотр ПЛА диктуется

изменчивостью условий
работы в шахте. Изменения и дополнения в ПЛА вносятся в течение суток, если
введен

новый или ликвидирован отработан
ный участок, изменены

схемы ве
н-
тиляции или путей вывода людей.

ПЛА находится у главного инженера шахты, горного

диспетчера дежурного
по шахте и командира обслуживающего шахту ВГСВ.

Ответственным руководителем работ по ликвидации

аварии является главный
и
нженер шахты, а до его прибытия
-

горный диспетчер ответственный дежу
р-
ный по

шахте. Руководителем горно

-

спасательных работ является

командир
взвода, обслуживающего шахту, или в случае

необходимости командир отряда,
если он прибыл на шахту.

ПЛА составля
ется для всех возможных мест аварий

в шахте. Для удобства к
а-
ждому месту аварии присваивается номер позиция, который наносится на
схему вентиляции шахты, начиная с поверхности по движению свежей струи
(
надшахтное здание, ствол, околоствольный

двор и т. д.
).

ПЛА состоит из оперативной части, распределения обязанностей между лиц
а-
ми, участвующими в ликвидации аварии, и порядка их действий, списка дол
ж-
ностных лиц и учреждений, которые должны быть немедленно извещены об
аварии.

Оперативная часть ПЛА состоит из
мероприятий по спасению людей и ликв
и-
дации аварий и описания маршрутов движения и заданий отделениям ВГСЧ
для каждой позиции аварии. При этом в одну позицию можно объединять н
е-
сколько выработок, если пути и мероприятия по безопасному выводу людей из
них од
инаковы, а также возможные случаи пожара и взрыва, если режим ве
н-
тиляции аварийного участка, пути и мероприятия по выводу людей для этих
аварий одинаковы.

К оперативной части плана прилагается схема вентиляции шахты; схема го
р-
ных выработок с указанием мест

расположения всех противопожарных средств,
установки телефонов и средств спасения работающих при авариях, план п
о-
верхности шахты с указанием всех выходов из нее, водоемов и других средств
пожаротушения, складов аварийных материалов и оборудования, подъезд
ных,
путей; схема электроснабжения шахты, планы околоствольных дворов дейс
т-
вующих горизонтов с указанием мест расположения вентиляционных ус
т-
ройств и трубопроводов.

При составлении ПЛА должны быть тщательно продуманы пути выхода л
ю-
дей. Во избежание недораз
умений пути выхода людей должны указываться для
каждого места работы и каждого случая аварии. Следует иметь в виду, что при
взрывах газа и пыли должен предусматриваться выход людей на поверхность,
так как при этом возможны разрушения вентиляционных сооруже
ний, выход из
строя вентиляторов и, как следствие, серьезные нарушения вентиляции шахты
в целом.

При пожарах вывод людей на поверхность обязателен только на шахтах,
имеющих два выхода на поверхность, в остальных случаях люди должны выв
о-
диться только из выр
аботок, куда могут проникнуть продукты горения.

Расчет времени выхода людей с загазированных участков необходим для р
е-
шения вопроса об устройстве пунктов замены самоспасателей и для организ
а-
ции спасательных работ ВГСЧ.

При спасении людей очень важное, а в

ряде случаев решающее значение им
е-
ет правильный выбор вентиляционных режимов при авариях. В ПЛА приводя
т-
ся основные рекомендации для наиболее характерных позиций аварий.

При выборе вентиляционных режимов в случае аварии необходимо руков
о-
дствоваться следу
ющими требованиями:

1.

максимальное ограничение области распространения газообразных ядов
и-
тых продуктов пожара или взрыва;

2.

обеспечение выхода людей по выработкам со свежей струей;

3.

недопущение скопления опасных концентраций взрывчатых газов во изб
е-
жание их взр
ывов особенно при пожарах;

4.

максимальное сокращение притока свежего воздуха к очагу пожара с целью
недопущения его развития;

5.

обеспечение коллективной защиты горноспасателей;

6.

устойчивость и управляемость режимом вентиляции.

При авариях возможны следующие
вентиляционные режимы:

1.

режим нормальной вентиляции расход и направление движения воздуха не
меняются;

2.

увеличение или уменьшение расхода воздуха при прежнем направлении его
движения;

3.

короткий ток воздуха «закорачивание» основное количество воздуха н
а-
пр
авляется в исходящую струю по короткому пути, минуя отдельные участки
вентиляционной сети;

4.

«нулевая» вентиляция движение воздуха прекращается;

5.

реверсирование вентиляции изменяется направление движения воздуха в
выработках на противоположное. При этом о
бычно уменьшается поступление
воздуха в выработки вследствие худшей работы герметизирующих вентиляц
и-
онных сооружений при реверсировании и противодействия естественной тяги,
которая обычно совпадает с направлением нормального движения воздуха.


6.10.1. Мер
оприятия по спасению людей и ликвидации аварии по поз
и-
циям.


ПОЗИЦИЯ № 1
-

Поверхностные здания ВС1,2: подъемных машин, лебедок,
вентиляторной, АБК. Вид аварии
-

пожар.


.№


п/п

Мероприятия по спасению людей и л
и-
квида
ции аварии

Ответственные л
и-
ца и
исполнители

Пути вывода людей из ав
а-
рийно
го участка

1

Главный вентилятор ВС
-
1 остановить, главный ве
н-
тилятор ВС
-
2 остановить, закрыт противопожарные
ляды в вентиляционных каналах ВС
-
1 и ВС
-
2

ОРР по ЛА, сменный на
д-
зор, диспетчер рудника, рук
о-
ятчик
-
сигна
лист

Находящиеся в зданиях, вклю
чившись
в самоспасатели и минуя очаг пожара, в
ы-
ходят наружу кроме машиниста подъема,
кото
рый выходит после доставки лю
дей из
ствола на поверхность, при необходимости
включается в самоспасатель  Т  1 мин

2

Оповестить

всех трудящихся, находящихся в стволе,
БРУ об аварии и выходе на поверх
ность световыми си
г-
налами с помощью прямой связи и по телефонам об
аварии и вывод людей за пределы здания.

ОРР по ЛА, сменный на
д-
зор, диспетчер рудника

Находящиеся в стволе, включив
ш
ись в
самоспасатели, в бадье выезжают на п
о-
верхность  Т  8 мин

3

Вызвать ВГСЧ и пожарную команду по прямой св
я-
зи или по телефонам

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника

Находящиеся на БРУ, включив
шись в
самоспасатели, выходят на поверхность по
лестничному
отделению  Т  5 мин


4

Оповестить всех подземных трудящихся, об аварии
и выходе их на поверхность:

-

Системы оповещения «Земля
-
3М»

-

Мигания света

-

Отключения эл. энергии с подземной части
рудника.

-

Телефонной связи

-

ИГАС



ОРР по ЛА, сменный надзор,
диспетчер рудника, рукоятчик
-
сигналист, оперативный д
е-
журный дежурный элек
-
трослесарь, оператор УТЗК

Люди находящиеся в подземных выр
а-
ботках кратчайшим путем следуют к КС
или ВС
-
2 выезжают на поверхность


5


Отключить электроэнергию от горящего объек
та ВС
-
1,
или ВС
-
2, при невозможности отключения пожар в
здании подстанции сообщить диспетчеру о не
-
обходимости отключения фидеров по телефону

ОРР по ЛА, механик уч
а-
стка, сменный надзор, дежу
р-
ный электрослесар
ь, диспетчер
рудника

Находящиеся в копре ВС
-
1, ВС
-
2 на
д-
шахтных здани
ях выходят наружу  Т  1
мин. Кроме стволового который включи
в-
шийся в

самоспасатель выходит после
подъема людей по разрешению ОРР по ЛА

6

Сообщить диспетчеру ТВГС по телефону об
аварии
и увеличении подачи воды в противопожарном труб
о-
про
воде на рудник.

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника



7

Выставить посты в ламповой и у копра КС, ВС
-
3 для
регистрации спуска людей, выехавших из ствола.

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника, сменный надзор



8

Включить насос пожбаков промплощадки ВС
-
1,2

ОРР по ЛА, сменный на
д-
зор, рукоятчик
-
сигналист,




9

Оповестить должностных лиц и учреждения по сп
и-
ску формы
-

№3

ОРР по ЛА, горный дис
-
петчер











ПОЗИЦИЯ № 2


Поверхностное здание и сооружение КС,

СС, ВСС. Вид
аварии


ПОЖАР
.


№ п
/ п

Мероприятия по спасению лю
-
дей и ликвидации аварии

Ответственные
лица и исполнители

Пути вывода людей из аварийного уч
а-
ст
ка

1

Главный вентилятор ВС
-
1 реверсировать,
увеличить обороты; главный вентилятор ВС
-
2

реверсировать
, увеличить обороты; закрыт
УСМ ГВУ ВС
-
1,2 на 45 градусов.

ОРР по ЛА, сменный
надзор, дежурный электр
о-
слесарь


Люди, находящиеся в башенном копре КСвыходят с
отметок наружу пожарную лестницу и спускаются вниз.

2

Вызвать ВГСЧ и пожарную
команду по
прямой связи или по телефонам

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника

Люди, находящиеся в горящем здании, сооружении
выходят наружу.

3

Сообщить оператору УТЗК об аварии.

ОРР по ЛА, горный
диспетчер

Люди, находящиеся в КС в самоспасателях следуют
на
нижнею приемную площадку.

4

Оповестить всех подземных трудящихся,
об аварии и выходе их на поверхность:

-

Системы оповещения «Земля
-
3М»

-

Мигания света

-

Отключения эл. энергии подземной части
рудника.

-

Телефонной связи

-

ИГАС



ОРР по ЛА, сменный
надзор, диспетчер рудника,
рукоятчик
-
сигналист, оп
е-
ративный дежурный д
е-
журный элек
трослесарь,
оператор УТЗК

Люди, находящиеся в ВСС в самоспасателях вые
з-
жают на поверхность.


5

Оповестить об аварии всех людей нах
о-
дящиеся на ВС
-
1, ВС
-
2, ВС
-
3 по телефону и
прямой связью и вывести их наповерхность

ОРР по ЛА, механик
участка, сменный над
зор,
дежурный электро
слесарь

Люди, находящиеся в камерах гор.
-
800м, в самосп
а-
сателях выходят по откаточным выработкам на откато
ч-
ный квершлаг и по тра
нспортному уклону идут на вент
и-
ляционный штрек к ВС
-
2 и, выезжают на поверхность.

6

Сообщить диспетчеру ТВГС по телефону
об аварии и увеличении подачи воды в прот
и-
вопожарном трубопро
воде на рудник.

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника

Люди находящиеся в
стволах ВС
-
1,2, в самоспасат
е-
лях выезжают на поверхность.




7

Вызвать дежурного фельдшера медпункта,
при необходимости скорую помощь

ОРР по ЛА, рукоя
т-
чик
-

сигналист

Люди, находящиеся в выработках гор.

860 м, в с
а-
моспасателях выходят из камер идут на
вентиляционный
штрек к ВС
-
2 и, выезжают на поверхность.


8

Сообщить диспетчеру о необхо
димости
бесперебойной работы компрессорной станции

ОРР по ЛА, механик
участка, сменный надзор,
рукоятчик
-
сигналист

Максимальное время выхода на свежую струю 25
мин


9

Обеспечить незамедлительную доставку
материалов и оборудо
вание для ликвидации
аварии.

ОРР по ЛА




10

Выставить посты в ламповой и у копра
КС, ВС
-
3 для регистрации спуска людей, в
ы-
ехавших из ствола.

ОРР по ЛА, диспетчер
рудника, сменный надзор



11


Отключить энергию с аварийных и угр
о-
жаемых объектов.

ОРР по ЛА, сменный
надзор, рукоятчик
-
сигналист



12

Оповестить должностных лиц и учрежд
е-
ния по списку формы
-

№3

ОРР по ЛА, горный
дис
петчер







7. ОХРАНА НЕДР И ОКРУЖАЮЩЕЙ ПРИРОДНОЙ

СРЕДЫ.

7.1.Охрана недр.


Горный отвод для подземной разработки Октябрьского месторождения
медно
-
никелевых руд в поле рудника "Октябрьский",в том числе и медистых
руд, разработан институтом

"Hорильскпроект" в 1971г, утвержден Красн
о-
ярским управление
м Госгортехнадзора СССР в 1972г. и представлен предпр
и-
ятию для разработки полезных ископаемых.


В настоящем проекте для вскрытия медистых руд

предусматривается
проходка вспомогательного воздухоподающего ствола ВПС
-
1,расположенного
у границы зоны сдви
жения с допустимыми деформациями 240м от контуров
богатых и медистых руд. При условиях

отработки запасов с закладкой после
проверки величины охранного целика по

безопасной глубине для

объектов
охраны 2 категории согласно требованиям. Правил охраны зданий и

сооруж
е-
ний установленно, что никаких дополнительных мер защиты подземных и п
о-
верхностных объектов от вредного влияния подземных разработок не требуе
т-
ся.


Принятые в проекте схема вскрытия медистых руд,порядок отработки уч
а-
стков шахтного поля, управл
ением горным давлением, системы разработки и
технологические процессы отвечают условиям

безопасности горных работ и
обеспечивают полноту извлечения и качествополезного ископаемого. Управл
е-
ние горным давлением с использованием

полной закладки выработанного
пространства твердеющими смесями исключает возможность оставления мед
и-
стых руд в

целиках

и предотвращает

разрушение вышеналегающей толщи
горных пород, которые могут быть использованы со временем как полезные
ископаемые, а также проникновение в рудник подзе
мных вод из водоносного
горизонта. Ведение горных работ по добыче медистых руд в проекте пред
у-
сматривается с соблюдением требований "Единых правил охраны недр". Мед
и-
стые, вкрапленные руды, попутно добываемые

при проходке горно
-
капитальных и эксплуатационны
х выработок, проектом предусмотрено вр
е-
менно складировать в специально предусмотренных для этого выработках, к
а-
мерах, нишах и выдавать их в организованном порядке для хранения в повер
х-
ностном складе вкрапленных руд стволов ВС
-
1,ВС
-
3, а медистые на

склад р
у-
ды у ВСС. Порода, извлекаемая при проходке горных выработок, будет ча
с-
тично использована

для закладки выработонного пространства и остальные
выдаваться на поверхность в породные отвалы.

7.2. Охрана окружающей природной среды.


Мероприятия по охр
ане окружающей среды разработаны в

соответствии
с требованиями следующих директивных и нормативных документов по прое
к-
тированию: Закона СССР "Об охране атмосферного воздуха" "Основ водного
законодательства"," Основ земельного законодательства", СHиП 1.02.0
1
-
85
"Инструкция о составе, порядке разработки, согласование и утверждение пр
о-
ектно
-
сметной документации на строительство предприятий, зданий и соор
у-
жений, приложение 4 в части охраны от загрязнения атмосферного воздуха и
водоемов; СHиП 2.06.14
-
85

"Защита
горных выработок от подземных и п
о-
верхностных вод", "ЕПБ при разработке рудных, нерудных и россыпных м
е-
сторождений подземным способом", "Санитарных правил для предприятий по
добыче и обогащению рудных, нерудных и россыпных полезных ископа
е-
мых,1987г. и пред
варительных

рекомендаций института "Гипроникель" по
охране атмосферного воздуха для проектирования отработки медистых
руд,1990г.

7.3. Мероприятия по предотвращения загрязнения атмосферы.


Для ранее введенных в эксплуатацию действующих объектов рудн
ика, т
а-
ких как ПЗК, транспортерные галереи и пункты перегрузки у скиповых ств
о-
лов, склады

руды и др. проектом "Комплексное обеспыливание" предусмотр
е-
ны специальные мероприятия по снижению пыления горной массы путем и
с-
кусственного ее увлажнения полив, орош
ение.


Самым

крупным

источником загрязнения атмосферы может быть ру
д-
ничный воздух, выбрасываемый в атмосферу вент. стволами. Основными и
с-
точниками загрязнения воздуха в руднике являются следующие элементы те
х-
нологии горных работ:

-
ведение
очистной выемки и проходки выработок буровзрывным способом;

-
применение самоходного оборудования

с дизельным приводом;

-
закладка выработанного пространства

твердеющими смесями;

-
дробление руды в подземных дробильных комплексах.


Значительное сниже
ние


пыли в горных выработках до предельно допу
с-
тимых концентраций

ПДК достигается при выполнении мероприятий с
о-
гласно проекту "Комплексное обеспыливание рудника". Hаиболее полная и
н-
формация о

размерах выбросов вредных веществ из рудника в атмосферу им
е-
е
тся по нерастворимым компонентам оксида углерода

и оксидов азота, исто
ч-
никами образования которых являются взрывные работы и эксплуатация д
и-
зельного оборудования. Выполненный институтом "Гипроникель" предвар
и-
тельный расчет, учитывающий величины выбросов ве
ществ в атмосферу вент.
стволами только по этим факторам

показывает, что при достижении рудником
расчетной мощности по медистым рудам с применением на горных работах
малотоксичного дизельного оборудования суммарный годовой выброс оксида
углеродаCO соста
вит136т,оксида азота N
-
167т. Максимальный же

выброс
вредных веществ при взрыве укрупненного заряда ВВ предельно возможной
величины в 12т составит по оксиду углеродаCO
-
123,/г/с и по оксидам азота
(N)
-
13,3г/с. По предварительным

данным этот выброс особой

опасности не
представляет.

7.4. Мероприятия по предотвращению загрязнения

водоемов.


Источником возможного загрязнения окружающей среды являются хозя
й-
ственно
-
бытовые стоки с промплощадок рудника и шахтные воды. Хозяйстве
н-
но
-
бытовые сточные воды пр
омплощадки ВС
-
1,ВС
-
2 и ВС
-
4, промплощадки
ВС
-
3 по внутриплощадочным канализационным сетям отводятся в канализац
и-
онную насосную станцию, расположенную в районе вспомогательной площа
д-
ки и вместе с

хозяйственно
-
бытовыми сточными водами объектов вспомог
а-
тельно
й и основной площадок, в том числе площадки ВПС
-
1, перекачиваются

на очистные сооружения хозфекальной канализации Талнахского промы
ш-
ленного района для полной биологической очистки.


Все шахтные воды рудника "Октябрьский" поступают в водосборники
гл
авной водоотливной установки, расположенной на основной площадке отк
а-
точного гор.
-
800м.В водосборниках шахтные воды осветляются путем осажд
е-
ния от вредных примесей, которые при при зачистке водосборников загруж
а-
ются в вагоны, выдаются на поверхность и нап
равляются в горные отвалы.
Шахтные воды, выдаваемые на поверхность, поступают в

очистные сооруж
е-
ния Талнахского промрайона и после очистки используются в замкнутом

цикле горно
-
обогатительного

производства для приготовления закладочных
смесей
на ПЗК, раство
ров на ОФ и тд.

7.5. Мероприятия по предотвращению загрязнения

земной поверхности.



Порода от проходки горных выработок выдается на поверхность. Hа п
о-
верхности порода складируется в породный отвалах, расположенных на спец
и-
ально отведенных участках

вблизи промплощадки ВС
-
1,ВС
-
2,ВС
-
4.В выдава
е-
мых на поверхность породе вредных примесей не содержится. В связи с отр
а-
боткой медистых руд системами с закладкой выработанного пространства при
проседании налегающих на закладочный массив пород прогиб поверхно
сти о
б-
разуется плавным, без разрывов земной толщи и не окажет вредного влияния на
существующий природный ландшафт

земельного отвода рудника.






















8. ЭКОНОМИКА И ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА


8.1

Горно
-
подготовительные работы.



Расход подготовительно
-
нарезных выработок при используемой системе ра
з-
работки составляет 2.6 м/тыс.тонн выемки.


Объем горно
-
подготовительных работ на год составляет:

Объем горно
-
подготовительных работ


V
г.пр.
= A

2.6/1000 ,п.м.


(8.1)

где: V
г.пр.


объем горно
-
подготовительных работ.


A


годовая производительность рудника.

V
г.пр.
=4

10
6

2.6/100010400 п.м.


Объем горно
-
подготовительных работ в м
3
:

V
г.пр.[м
3
]
=V
г.пр.

S
ср.

3


(8.2)

где: 
ср.


среднее сечение выработки, м
2
.

V
г.пр.[м
3
]
=10400

15156000 м
3
.

Годовой объем горно
-
подготовительных работ осваивается:

1Машинным способом с использованием СБУ

2С ручным бурени
ем

Объем работ по 1
-
му способу составляет 70% от общего объема горно
-
подготовительных работ в п.м. и в данном расчете равен 7280 п.м.



Расчет явочной численности и количества оборудования


при машинном способе.


Исходя из производительности рудника
принимаем 2 участка.

Норма времени при бурении СБУ Буммер 131

составляет 0
.
0422 чел/часа на 1 шп
.
м
.

Среднее количество шпуров на 1 м
.

проходки составляет 50 штук
.


Количество машин необходимое для ведения работ:


Км
1
=7280

50

0
.
0422/7

305

3 2,4 шт.


(8.3)

где: 7


количество часов в смену


305


число рабочих дней в году
.


3


число рабочих смен с сутки
.

Принимаем 1
-
у машину в ремонте, 1 в резерве и 2 машину в работе
.


Явочная численность машинистов:

маш

= 2

3  6 чел

Определяем явочную численность рабочих в бригаде:



бр.
=7280

7.54/7

30525,7 чел
.

принимаем 26 человек в бригаде
.


где: 7.54 чел
.
/часа


комплексная норма времени на проходку одного п
о-
гонного метра выработки
.

В состав этой численност
и входят выше рассчитанные машинисты СБУ
-
6 чел



Определяем явочную численность крепильщиков:


кр
.
1
=0.235

7280

10

1.15/7

3059,2 чел
.


(8.4)

принимаем 9 человека
.

где: 0
.
235 чел
.

2



норма времени на крепление ЖБШ с помощью машин
.


10 м
2



объем крепления на 1 пм
.


Расчет количества машин СБУ при бурении под штанговую крепь
.

Км
2
=7280

10

1.8

0.0397/0.7
2

7

305

31,6 машины
.


где: 0.7

0.7


сетка штангования
.


1.8 м


глубина бурения
.


0.0397 чел
.
/часа
.



норма времени на бурение
.



Расчет явочной численности проходчиков на проходке


с ручным бурением



Принимаем объем работ для горизонтальной проходки

1560 пм
.

верт
и-
кальной проходки


1560 пм
.

Определяем явочную численность проходчиков при

горизонтальной пр
о-
ходке:



яв
.
гор
.
=11.14

1560/7

305 8,1 чел
.

принимаем 8 человека
.

при вертикальной проходке:



яв
.
вер
.
=19.97

1560/7

305 14,59 чел
.

принимаем 16 человек
.


где: 11.14 чел
.
часа /м
.



норма времени на 1 пм
.

горизонтальной проходки
.


19.97 чел
.
часа /м
.



норма времени на 1 п
.
м
.

вертикальной проходки
.



Расчет явочной численности крепильщиков при креплении ЖБШ в ручную:



кр2
=0.328

1560

1.15

10/7

305 2,8 чел
.


принимаем 3

человека
.

где: 0.328 чел
.
часа/м
2



норма времени на крепление ЖБШ в ручную
.




Расчет численности взрывников:



взр
.
=1.97

156000/60

305 16,79 чел
.

принимаем 17 человек
.



где: 1.97 шт.
.

3



норма расхода ЭД на проходке
.


60 шп
.



количество шпуров ,взрываемых одним взрывником в смену
.


Доставка горной массы осуществляется
ST
-
5

Количество машин необходимое для доставки горной массы:


Км
3
=0.1213

156000/5

305

3 4,1 шт
.

принимаем 4 машины
.




где: 0.1213


норма времени на доставку
.


Явочная численность машинистов ПТМ:



яв
.
птм
= 3

412 человек
.




Смета затрат на оборудование необходимое для работ снесена в таблицу

см. приложение таблица 8.1


Расчет потребности в материалах снесен в таблицу

см. прилож
ение таблица 8.2


Расчет затрат на пневмо и электроэнергию снесен в таблицу


см. приложение таблица 8.3
)


База данных для расчета годового фонда оплаты труда рабочих
.

Оплата производится по 1
-
ой группе ставок снесена в таблицу

см. приложение таблица 8.4
)



8.2 Очистные работы
.



На очистных работах используется буровая установка типа Буммер 136
.

Определяем объѐм очистных работ:


V
оч
.
раб
.
м
3
А/

, м
3
.


(8.5)

где:




удельный вес горной массы
.

V
оч
.
раб
.
м
3
=4

10
6
/4=1

10
6


м
3
.


Количество буровых установок

Км
4
=0.0375

1

10
6

1.6/7

305

39,34 шт
.

принимаем 9 установки
.


где: 0.0375 чел/час


норма времени на бурение 1 шм
.


1.6


расход шпуров на 1м
3

очистной выработки



Принимаем исходя из производительности рудника 6 добычных участка
.


Явочная численность машинистов СБУ


21 человек
.


Определяем общее число горнорабочих и проходчиков:



яв
.
очист
.
=0.269

1

10
6
/7

305125,9 человек
.

принимаем 126 ГРОЗа


где: 0
.269 чел
.
/час
.
м
3



комплексная норма времени при очистной добыче
.



Расчет количества мастеров
-
взрывников



яв
.
взр
.
=1.15

1

10
6
/80

30547,1 чел
.

принимаем 47 взрывника



где: 1.15


удельный расход ЭД
.


80 шп
.



количество шпуров, взрывае
мых одним взрывником
.

Для оборки заколов на каждый участок принимаем по 1 кровлеоборочной м
а-
шине типа Утилифт


итого 6 шт
.


Явочная численность машинистов кровле оборочных машин соответственно
составит

яв
.
секом
.
18 человек
.


Доставка руды осуществляется погрузо
-
транспортными машинами типа T
-
8


Определяем необходимое количество погрузо
-
транспортных машин:


К
птм
=0.1101

1

10
6
/3

7

30517,2 шт
.

принимаем 17 машин


где: 0.1101чел
.
час
.

3



норма времени на доставку 1 м
3
руды
.


Смета затрат на оборудование необходимое для производства работ снесена в
таблицу см. приложение таблица 8.5


Расчет потребности в материалах снесен в таблицу

см. приложение таблица 8.6


Расчет затрат на пневмо и электроэнергию снесен в таблицу

см. приложение таблица 8.7


Оплата производится по 1
-
ой группе ставок снесена в таблицу

см. приложение таблица 8.8


8.3 Закладочные работы

.




Закладочная смесь готовится на поверхности в П
ЗК и по бетоноводам п
о-
ступает в горные выработки.



Сменный объѐм закладки :


V
см

= V
оч.рм
3
)
/ 255

3 = 1

10
6

/ 305

3  1092,9 м
3
.


(8.6)


Производительность мельницы МТ 3.2


15 составляет 32 тонны в час по
сухому материалу .Производительность закладочного комплекса при работе 1
мельницы  80
-

120 м
3

/ ч.

Сменная производительность 560
-

840 м
3

/ см. для обеспечения требуемого
сменного объѐма закладки на ПЗК находится в работ
е 1 мельница.


Смета затрат на оборудование необходимое для производства работ снесена в
таблицу см. приложение таблица 8.9




Затраты на неучтенное оборудование принимаем в размере 5 % от стоим
о-
сти оборудования. Для закладки принимаем закладочную смесь

№ 3 , про
ч-
ность керна на сжатие в возрасте 3 суток
-

15 кг/см2



Затраты на материалы участка закладочных работ снесены в таблицу см. пр
и-
ложение таблица 8.10




Расход сжатого воздуха на транспор
тировку смеси 75 м3/ мин. Суммарная
мощность двигателей закладочного комплекса 9000 кВт.




Расчет явочной численности закладочников
-
забутовщиков

на подземных закладочных работах.


Норма времени на закладку 1 м3 пустот  0.138 чел/час , где  0.025
-

ко
н-
троль за укладкой бетона; 0.01
-

изготовление монтажных вставок, обсадных
труб; 0.043
-

монтаж вставок; 0.06
-

устройство перемычек 


яв
= 0.138


1092,9 / 7  21,5 чел.


(8.7)

Принимаем 22 чел/смену.


Затраты на заработную плату ра
бочих занятых на закладочных работах снесены
в таблицу см. приложение таблица 8.11


8.4 Транспорт и подъѐм.


Для транспортировки горной массы принимаем электровозную откатку.
Средняя длина откатки по маршрутам L1000 м.

Принимаем для работы электровоз

КР
-

14
-

750


Средняя ходовая скорость движения электровоза


V

н
= 0.75


V
ном
= 0.75


12.8  9.6 км/ч  2.67 м/с


(8.8)



 12.8 км/ч
-

номинальная скорость электровоза


Продолжительность движения электровоза с грузом и порожняком в течени
и
одного рейса:

Т
дв
=2L/60


V
к
=2

1000/60

2.6712,5 мин.


(8.9)


Продолжительность маневров под погрузочным пунктом и в околоствольном
дворе за один рейс составляет 20 мин. Следовательно продолжительность ре
й-
са:


Т
р
Т
дв
Т
м
=12,5+20=32,5

мин.


(8.10)


Вес груженного состава исходя из условий сцепления колес и рельсами :

Q
гр
=1000

Р
э




/(

дв
+

гр
+

у
) = 140

1000

0.17/(110

0.056.755 1380 кН




где : Р
э
-

сцепной вес эл.воза




-

к
-
т сцепления

эл. воза с рельсами 0.14
-

0.17


дв

-

удельное динамическое сопротивление возникает при неустанови
в-
шимся движении с ускорением или замедления

дв
110а ;

где а
-

ускорение или замедление эл. воза м/с
2

=0.05



гр

-

основное удельное сопротивление

движению 6.75 Н/кН



у

-

удельное сопротивление от уклона, по абсолютной величине равно
уклону 5 промилей.

Число вагонов в составе :

n=Q
гр
-
Р
э
/(G
В
+G
гр
)=1380
-
140/25.91009.6 принимаем 10 вагонов



Число возможных рейсов 1
-
го эл. воза в смену

m=60

Т
см

К
э

р
=60

7

0.91/32,5  12 рейсов


К
э

-

к
-
т эффективной нагрузки, зависит от средней скорости движения эл. воза
5.5 км/час. К
э
=0.91


Требуемое число рейсов всмену для обеспечения транспортировки руды:

m
см
=



А
г
/ 305

3

n


гр
= 1.2

4

10
6
/305

3

9058 рейса




где :


-

к
-

т неравномерности грузоперевозок  1.2



гр

-

вес вагона в тоннах.


Требуемое количество электровозов в смену:

Z=m
см
/ 58/124,85 эл.воза

принимаем 5 эл.воза


Для доставки материалов
перевозки людей принимаем 3 эл. воза типа АМ
-



Затраты на оборудование участка внутришахтного транспорта снесены в та
б-
лицу см. приложение таблица 8.12



Затраты на материалы у
частка подземного транспорта снесены в таблицу см.
приложение таблица 8.13


Энергетические затраты участка подземного транспорта снесены в таблицу
см. приложение таблица 8.14



Затраты на заработную плату рабочих занятых на участках подземного тран
с-
порта и подъема снесены в таблицу см. приложение таблица 8.15



Приложенные файлы

  • pdf 4466106
    Размер файла: 2 MB Загрузок: 0

Добавить комментарий