Проект масового вибуху при відпрацюванні поклади Центральна Ріддер-Сокольного рудника

Анотація

Дипломний проект на тему «Проект масового вибуху при відпрацюванні поклади« Центральна »Ріддер-Сокольного рудника» має важливе значення для роботи Ріддер-Сокольного копальні.

У диплом проекті висвітлені основні аспекти роботи рудника: розтин родовища, провітрювання гірничих виробок, видобутку і транспортування гірничої маси, технологія закладних робіт, система водовідливу, енергопостачання гірських робіт. Повністю відображує проведення масового вибуху, наведені конкретні заходи безпеки при його виробництві.

У розділі «Безпека і екологічність проекту. Вимога безпеки »дипломного проекту перераховані основні вимоги з охорони праці, які становлять систему діючу, на підставі відповідних законодавств і інших нормативних актів, систему соціально-економічних, технічних, гігієнічних і лікувально-профілактичних заходів та засобів, що забезпечують безпеку, збереження здоров'я і працездатності людини в процесі праці.

В економічній частині дипломного проекту передбачено вибір сітки розбурювання, типу ВВ, що має вагоме значення для зниження собівартості товарної продукції.

Зміст

Введення

1. Характеристика геологічної будови родовища

1.1 Ріддер-Сокольное родовище

1.2 Магматичні породи

1.3 Метаморфізм

1.4 Структурно-тектонічні особливості

1.5 Умови локалізації руд

1.6 Генезис родовища

2. Розтин і підготовка родовища

3. Провітрювання гірських порід

3.1 Характеристика схеми провітрювання

3.2 Розрахунок діючих очисних і прохідницьких вибоїв

3.3 Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання гірничих робіт

4. Внутрішахтний транспорт

4.1 Розрахунок електровозного транспорту

5. Шахтні підйомні установки

5.1 Процес підйому руди і породи

5.2 Технічні характеристики підйомних установок

6. Технологія закладних робіт

7. Система водовідливу

8. Енергопостачання гірничих робіт

8.1 Постачання стисненим повітрям

8.2 Постачання теплоенергією

8.3 Постачання електроенергії

9. Виробництво масового вибуху

9.1 Гірничо-геологічна характеристика

9.2 Система розробки

9.3 Схема та порядок підготовки до очисної виїмки

9.4 Спосіб відбійки і параметри буро-вибухових робіт

9.5 Черговість відбійки руди

9.6 Компенсаційна камера

9.7 Способи і засоби механізації підготовчих, нарізних і очисних робіт

9.8 Схема і розрахунок провітрювання підготовчих, нарізних і очисних робіт

9.9 Стан підземних виробок та поверхневих споруд

9.10 Оповіщення людей про аварію і зв'язок

9.11 Запасні виходи

9.12 Провітрювання районів вибуху

9.13 Заходи щодо забезпечення безпеки

9.14 Заходи щодо локалізації ударної повітряної хвилі

9.15 Заходи по огорожі зони можливих обвалів на поверхні

9.16 Заходи щодо забезпечення провітрювання району масового вибуху

9.17 Заходи щодо оточенню небезпечної зони

9.18 Порядок перевірки виробок, вентиляційних установок, споруд і перемичок, і відбору проб рудникового повітря

9.19 Порядок допуску людей в шахту після виробництва масового вибуху

9.20 Розрахункові показники масового вибуху

9.21 Розрахунок електропідривної мережі при виробництві масового вибуху

9.22 Розрахунок сейсмічно небезпечної зони масового вибуху

9.23 Розрахунок з визначення меж небезпечної зони при підготовці масового вибуху

9.24 Провітрювання районів вибуху

9.25 Маршрути руху ВГРЧ і пробовідбірник

10. Безпека і екологічність проекту. Вимоги безпеки

10.1 Коротка характеристика родовища

10.2 Токсичні речовини, які утворюються при виробництві гірських робіт

10.3 Шкідливі фактори і запобігання їх впливу заходи

10.4 Загальні організаційні заходи

10.5 Технічні заходи

10.6 Санітарно-гігієнічні заходи

10.7 Протипожежні заходи

10.8 План ліквідації аварій

11. Охорона надр і навколишнього середовища

12. Економіка та організація виробництва

12.1 Чисельність працюючих і продуктивність праці

12.2 Собівартість товарної продукції

12.3 Прибуток і рентабельність виробництва

12.4 Техніко-економічні показники

12.5 Економічний ефект

Висновок

Список літератури

Введення

Родовища Леніногорського району були відкриті по слідах «чудський» розробок у період найбільшого розквіту кабінетські гірничозаводської справи на Алтаї: у 1784 році - Ріддерское, в 1811 році - Крюковське, в 1817 році - Филипівська, в 1820 році - Сокольное. У ці ж роки були відкриті, випробувані й іноді експлуатувалися інші дрібні рудопроявів, звані тоді «копальнями». Добувалися окислені свинцево-срібні і мідні руди, велася промивка золота.

З 1900 року право на розвідку і експлуатацію передано австрійської концесії «Тури-Таксіс», а з 1914 року - англійській фірмі Л. Уркварт. З 1918 року концесія припинила існування, рудники були затоплені. З 1925 року почалося відновлення і планомірне освоєння Ріддерскіх родовищ, а з 1930 року інтенсивний розвиток Сокольного Родовища.

Під назвою «Ріддер-Сокольное родовище» в 1964 році були об'єднані всі територіально-змикаються поклади Ріддерского, Сокольного і Пилипівського родовищ, а також кілька відокремлений Крюковське родовище.

У 1914 році Ріддерскій рудник, основний рудної базою якого була Ріддерская поклад, став називатися Леніногорськ. 21 грудня 1951 з Леніногорського рудника виділився Биструшінскій, в 1958 році перейменований в рудник ім.40-річчя ВЛКСМ. У жовтні 1952 року з Леніногорського рудника виділилася в самостійний цех шахта «Скіпові», яка займалася централізованої підземної транспортуванням та видачею на гора гірничої маси з усіх рудників РСМ. У липні 1967 року наказом міністра кольорової металургії Каз.ССР шахта «Скіпові» була перейменована в Ріддерскій рудник.

Розробка Ріддер-Сокольного родовища до 1994 року проводилася трьома копальнями: Леніногорськ, Ріддерскім, ім.40-річчя ВЛКСМ, з липня 1994 року - ведеться двома: Ріддер-Сокольний, ім.40-річчя ВЛКСМ, а з травня 2001 року - одним рудником : Алтайським, який у 2002 році перейменований в Ріддер-Сокольний.

З 1934 по 1947 роки основною системою розробки на Сокольном родовищі було камерно-стовпова система з породної закладкою камер і відпрацюванням междукамерних ціликів системою шарового обвалення. Інтенсивність відпрацювання була надзвичайно низькою і становила близько 250 т на місяць.

У 1947 році проводилися дослідні роботи по застосуванню системи підповерхового обвалення для відпрацювання окремих ціликів. Однак, дана система розповсюдження не отримала внаслідок високої міцності руди, небезпеки виконуваних робіт і значних втрат і разубожіванія руди.

У 1947 - 1948 р.р. були розпочаті експериментальні роботи по застосуванню системи поверхового примусового обвалення. У процесі впровадження і освоєння системи, вдосконалення її конструктивних елементів, були відпрацьовані оптимальні параметри буровибухових робіт, досягнута висока організаційна система проведення масових вибухів. Силами фахівців комбінату були створені нові бурові верстати для буріння вибухових свердловин в міцних породах. Це дозволило розширити сферу застосування системи розробки та значно поліпшити техніко-економічні показники. Застосування системи примусового блокового обвалення дозволило до 1960 року в порівнянні з 1947 роком збільшити рівень видобутку руди в 4,3 рази, знизити її собівартість в 2 рази, підвищити продуктивність праці робітника з копальні в 4,5 рази, покращити умови праці, скоротити витрату лісу та інших матеріалів.

До 1964 році верхня частина Сокольного родовища, що представляє найбільш потужну збагачену частина мінералізованих мікрокварцітов, була відпрацьована. Подальша відпрацювання рудних тіл неправильної форми через зменшення активної висоти блоків, призвела до збільшення питомих витрат на підготовчо-нарізних роботах, конструктивних втрат руди в масиві. Це зажадало докорінної зміни конструкцій днищ блоків, методів випуску та доставки руди.

Одним з перспективних напрямків у цьому плані стало впровадження з 1958 року системи підповерхового обвалення з торцевим випуском руди, що дозволяє поєднати горизонт доставки та випуску, значно спростити конструкцію системи, ліквідувати підсічку, Дучке, воронки. Застосування даної системи дозволило здійснити технологію з комплексною механізацією і автоматизацією видобувних робіт із застосуванням спеціальних пересувних віброустройств. Такий тип віброустановці був створений гірничо-експериментальним відділом комбінату в кінці 1963 року.

У 1957 році на Леніногорського руднику вперше пройшла випробування система розробки з доставкою руди силою вибуху. Після відпрацювання цією системою у 1959 - 1961 р.р. ряду панелей, вона стала штатною на всіх копальнях Ріддер-Сокольного родовища.

З урахуванням існуючих гірничо-геологічних, гірничо-технічних умов відпрацювання в планових напрямках розвитку гірничих робіт на 2010 рік питома вага основних видів застосовуваних систем розробки у цілому по Ріддер-Сокольному родовищу становить: поверхова примусове обвалення - 16,7%, підповерхового обвалення - 50 , 2%, із закладкою виробленого простору - 33,1%. Гірничими роботами задіяно 8 покладів (Центральна, Перемога, Перспективна, Бєлкіна, Ріддерская, II і III Південно-Західна, Биструшінская) і 11 експлуатаційних горизонтів (з 8 по 18).

1. Характеристика геологічної будови родовища

1.1 Ріддер-Сокольное родовище

Ріддер-Сокольное родовище розташоване в північній половині середньої частини Леніногорського грабена.

В основі розрізу товщі порід залягають метаморфізовані породи ордовика (0), перекриті осадовими породами нижнього та середнього девону.

Нижньодевонські товща (D ₁₎ середньої потужності 50-80м представлена ​​алевролітами, алевропесчанікамі, грубозернистих пісковиками і гравелітів. В основі піщано-сланцевої товщі спостерігаються лінзи конгломератів і гравелітів потужністю 10-50см, що містять уламки метаморфічних сланців і кварцу рожевого кольору незграбної форми.

У відкладах середнього девону (D ₂₎ виділяється чотири свити: Леніногорськ, Крюківська, Іллінська, Сокольная.

Леніногорська свита (D ₂ е ₂ ln) чітко ділиться на дві частини: нижню - потужністю від 60 до 250м, що складається з лав і лавобрекчій кварцових фельзітпорфіров та супроводжуючих їх туфолав, туфів ліпарітового складу; верхню - складену агломератовимі туффітамі (вулканоміктовимі гравелітів) з прошарками алевро. Потужність туффітамі 50-300м.

Контакт з налягаючих Крюківської почтом не чіткий: поступово зменшується кількість уламків і кременистий цемент туфів зеленувато-сірого забарвлення переходить в темно-сірі алевро або в сірі і світло-сірі серіцітізірованние мікрокварціти.

Крюківська свита (D ₂ е ₂ kr) відрізняється великою різноманітністю порід, складними фаціальні переходами між ними, значною мінливістю по потужності. У напрямку з заходу на схід потужність убуває від 400м в західній та північно-західній частинах, до 200-300м - у центральній. У східній частині родовища потужність осадових порід свити становить 50-100м. На ділянці Заводський поклади породи Крюківської почту не виділяються.

Породи свити представлені ізвестковістих, глинистими, крем'янистими, углисто-крем'янистими, углисто-глинистими алевро з прошарками пісковиків. Виділяється верхній алевропелітовий горизонт (сланці висячого блоку), світло-сірого кольору потужністю 0-50м. Нижче залягають крем'янисті алевро і мікрокварціти - породи вміщають зруденіння. Мікрокварціти різко змінюють потужність по падінню і простяганням, де на короткій відстані заміщуються алевропелітовимі різницями. Найбільша потужність мікрокварцітов (до 350м) в центральній і південній частинах родовища. У цих місцях розташовуються купольні структури складені барит-кварцовими породами з багатим зруденінням.

У породах Крюківської свити згідно залягають ігнімбріоподобние кварцові альбітофіри (серицит-хлорит-кварцові породи.)

Іллінська свита (D ₂ е fil) складена строкато-забарвленими (зеленуватого, червонуватого, сіро-зеленуватого кольорів) осадовими породами. У нижній частині свити характерно переслаіваніе тонких шарів світлих кременистих і темних глинистих алевро і алевролітів, зелених дрібнозернистих пісковиків, глинистих алевропесчаніков. У середній частині свити поширені гематітізірованние алевроліти характерною вишневою забарвлення, що утворюють невеликі (перші метри) прошаруй, зустрічаються органогенні вапняки. дуже характерно присутність у складі почту (у середній або нижній частині) своєрідних среднеобломочних туфів змішаного складу. Уламки представлені фельзітамі і порфірітами, іншими породами і кварцом. Потужність туффітамі від 2-3 м до 30-40 м.

У верхній частині свити спостерігається перешарування нормальних осадових порід; алевро і алевролітів, зелених вулканоміктових пісковиків і гравелітів. Загальна потужність свити змінюється в межах 30-100 м. Найбільша - на флангах родовища за рахунок збільшення потужності покладів порфіритів; найменша - в центральному, найбільш піднесеному блоці.

Сокольная свита (D ₂ е fsk) на родовищі завершує девонські відкладення. Складена вона ізвестковістих алевро, аргілітами з невеликими прошарками і лінзами кварц-полешпатові пісковиків. У нижній половині свити розташовується субвулканічного поклад кварцових альбітофіров.

1.2 Магматичні породи

На родовищі виділено такі породи, пов'язані з магматичної діяльністю: кварцові альбітофіри; альбітофіри, порфірити плагіоклазовие і авгітових (в основному міндалекаменнние); діабази (власне діабази і діабазові порфірити), експлозівние (еруптивні) брекчії.

Кварцові альбітофіри поширені на всій площі родовища у відкладеннях сокольной і Крюковской свити. Потужність їх в сокольной свиті 40-160м. Внутрішня будова кварцових альбітофіров неоднорідне. Виділяються різниці флюідальності-полосчатиє, автобрекчірованние, масивні туфовідние та інші.

У Крюківської свиті залягають пластоподібні тіла ігнімбрітоподобних кварцових альбітофіров, (серицит-хлорит-кварцові), які зазнали сильного гідротермальному метаморфізму, аж до повного заміщення (перекристалізації) агрегатами вторинних продуктів. У центральній частині родовища вони утворюють три пластообразних тіла потужністю до 40-45м і ряд дрібніших тіл. У східній частині родовища (Крюківська поклад) ігнімбрітоподобние альбітофіри з'єднуються в одну потужну товщу (до 200 м), майже повністю витісняючи з розрізу осадові породи.

Міндалекаменние плагіоклазовие порфірити поширені серед відкладень Іллінської свити, утворюючи невеликої потужності (перші десятки метрів) приголосні пластові тіла.

У Крюківської свиті вони розташовуються між Ріддерской і Центральної покладами під флексурном перегині, займаючи секущесогласное становище у вмісних породах, а також виконуючи порожнини скидів північно-західного напрямку.

Діабази і діабазові порфірити представлені дайками потужністю 0,2-3,0 м і довжиною до 1-3 км, північно-східного простягання, крутого (70-90 ⁰⁾ падіння. Дайки є найбільш молодими утвореннями на родовищі: вони перетинають всі породи родовища і рудні тіла.

Експлозівние (еруптивні) брекчії поширені на всій площі родовища, але найбільшого поширення мають у південній його половині. Утворюють тіла складної форми, розташовуються переважно в тектонічних зонах і зонах дроблення, нерідко виконуючи ті ж тріщини, що і кварцево-рудні жили. У складі уламків представлені всі породи родовища, а також уламки гранітів.

3. Метаморфізм

Найбільш виявлений в породах ордовика, залягають в основі розрізу, де породи піддані перекристалізації, зминанню до гофрування, серіцітізаціі, хлоритизації і виглядають як серицит-хлорит-кварцові сланці. Первинний склад їх виявляється важко.

У породах девонської товщі встановлено, в основному, гідротермальний метаморфізм: серіцітізація, карбонатизація, окварцеваніе.

Серицит і доломіт присутні практично у всіх породах: осадових і вулканогенних. Процес серіцітізаціі відбувався як в дорудного стадію, синхронно з накопиченням опадів, так і в рудну.

Особливо глибоким метаморфізмом охоплені ігнімбрітоподобние кварцові альбітофіри (хлорит-серицит-кварцові породи), де уламки і цемент первинної породи повністю серіцітізіровани, окремного. На родовищі спостерігається зональність гідротермального метаморфізму, відповідна гіпогенний зональності відкладення руд: верхнього горизонту свинцево-цинкових руд супроводжує серіцітізація і окварцеваніе, а нижньому цинково-мідному - хлоритизація.

3. Структурно-тектонічні особливості

На Ріддер-Сокольном родовищі виділяються дві антиклінальні складки північ-північно-західного простягання: Ріддер-Сокольная і Крюківська. На північ антикліналі з'єднуються, а прогин між ними має форму клина. Падіння крил складок пологе (8-20 ^0). Антикліналі виділяються по покрівлі порід Крюківської свити.

Плікатівних деформації посилюються розривними порушеннями північно-північно-західного напрямку, які обумовлюють горстантіклінальную структуру: Східний скидання, скидання шх. Миколаївської, скидання вкв. 50-53, скидання вкв. 153-158, Західний, 1-й, 2-й, 3-й Биструшінскіе скиди, Південно-Заводській. Всі скидання чітко фіксуються на верхніх горизонтах по незгодним заляганню порід (туфів Іллінської свити, алевро Крюківської). З глибиною чіткість їх прояви істотно зменшується внаслідок виполажіванія та розгалуження в однорідних породах.

Скидання вкв. 50-53 простежено протягом 3 км і на глибину близько 400 м. Розташовується він у західному крилі Ріддер-Сокольной горст-антикліналі і падіння його згідне з падінням порід. Кут падіння 60-70 ⁰ на верхніх горизонтах з глибиною вихолоджують до 40-45 ^0, простягання 310-330 ^0. Вертикальне зміщення по ньому приблизно 90 м. Скидання виражений у вигляді однієї або декількох (2-3) тріщин або зонами дроблення потужністю до 1-2 м. Порожнини тріщин виконані Глінкою тертя, місцями кальцитом, кварцом білого кольору, часто ці мінерали утворюють жилу з складним взаємним проростанням.

У північній частині родовища скидання розгалужується. Одна з гілок поділяє Ріддерскую і 2 Ріддерскую поклади, а друга з численними тріщинами оперення йде по уславився серициту-кварцових порід в лежачому боці Ріддерской поклади, що зумовило січної контакти серициту-кварцових порід з мікрокварцітамі.

Скидання шахти Миколаївської розташовується в східному крилі Ріддер-Сокольной горст-антикліналі. За простиранню він простежено на 1,5 км, амплітуда зсуву 12-40 м; падіння на схід 60-65 ^0, на глибині виполажівается до 40 ^0, простягання в північній частині 340-345 ^0.

Скидання вкв. 153-158 встановлено за незгоди в заляганні порід у розрізі свердловин, які визначили його назву і свердловинами 336 і 785. Скидання пересічений на 11 горизонті квершлагом на Північно-Східну поклад, де він проявляється зоною дроблення і рассланцеванія кременистих алевро. Азимут простягання 300-320 ^0, падіння на захід 50-55 ^0. Амплітуда зміщення оцінюється до 70 м, але достовірних даних немає.

Скидання Західний, розташований у західному крилі 2 Південно-Західної поклади, виявляється кількома субпараллельно тріщинами, дві з них виділяються краще за інших. Падіння їх на захід під кутом 50-60 ^0, простягання 310-350 ^0. За простиранню скидання простежено до 500 м, за падінням 300-350 ^0. До скидання приурочено широкий розвиток експлозивних (еруптивних) брекчий, особливо в південній частині. За характером прояву і мінерального виконання тріщин Західний скидання аналогічний скидання вкв. 50-53.

1-й Биструшінскій скидання розкритий розвідувальними виробками на 11,13,14,16 горизонтах і простежено за простяганням до 200 м, за падінням близько 150 м. Азимут простягання 330 ^0, падіння на північний схід 45-50 ^0. Порожнина скидання виконана Глінкою тертя і уламками порід. Падіння його згідне з крилом дуже пологої Биструшінской антикліналі. Зсув, встановлений за незгоди в заляганні порід Іллінської свити, досягає 25-30 м. На площі Биструшінской поклади розкриті ще 2-й і 3-й Биструшінскіе скиди північно-західного простягання, падіння на північний схід під кутом 50-40 ^0. Амплітуда зміщення орієнтовно визначена в 10-15 м.

Східний скидання проходить в ядрі Крюківської антикліналі. Встановлено по неув'язка порід у розрізі і відзначений по свердловинах перетнув зону дроблення. Простягання скидання північно-західне, падіння на північний схід 60-65 ^0.

Перераховані вище скиди не є глибинними розломами і якщо пов'язані з глибинними структурами, то лише у спосіб, оскільки входять як елементи в структуру блокових складок.

На родовищі розкриті тектонічні тріщини, виконані міндалекаменнимі порфірітами, експлозівнимі (еруптивних) брекчії, жильним матеріалом з сульфідними мінералами: (скиди; Поперечний, шх. Південної, вкв. 107). Ці скиди дорудного закладення і складною системою тріщин ймовірно пов'язані з глибинними каналами. Виділяються тектонічні порушення субширотного простягання, що вміщають дайки діабазів. На формування структур родовища впливу вони не надавали.

У північній частині родовище обмежується Північним насувів. Площина сместітеля його утворює слабо-хвилясту поверхню, падаючу в північно-західному напрямі під кутом 25-40 ^0. Порушення виражено зоною мілонітізірованних і брекчірованних порід і Глінки тертя потужністю 1-4 м. Скиди північно-західного простягання ділять Ріддер-Сокольную горст-антиклиналь на блоки: центральний, західний і східний.

У центральному блоці, обмеженим скидами шх. Миколаївської та вкв. 50-53, розташовуються поклади: Заводська, Ріддерская, Глибока, Центральна, Перемога; у східному - на схід від скидання шх. Миколаївській - поклади: Нова, Північно-східна, 2-а Північно-східна, Бєлкіна, Перспективна. У західному блоці - на захід від скидання вкв. 50-53 - відомі поклади 2-я Ріддерская, 1,2,3 Південно-Західні і Биструшінская. У східному фланзі родовища залягають поклади Крюківська і Дальня.

3. Умови локалізації руд

Зруденіння Ріддер-Сокольного родовища локалізуються на чотирьох стратиграфічних рівнях. Перший приурочений до верхньої частина Крюківського свити, на так званому "критичному" горизонті, в місцях широкого розвитку мікрокварцітов, серіцітових кварцитів. Склад руд переважно поліметалічний з високим вмістом золота і срібла. Нижче по розрізу, на кордоні Крюківської і Лениногорский світ концентрується другий рівень зруденіння, представлений мідними, мідно-цинковими рудами (поклади Центральна, Ріддерская, Перемога).

У північній частині та в північно-східному фланзі родовища свердловинами розкриті руди третього рівня зруденіння, розташовані в середній частині Лениногорский свити, на контакті товщі вулканоміктових гравелітів з лавами ліпарітових порфірів і туфогенно гравелітів. Тут за складом переважає істотно цинковий тип зруденіння, виділяються також мідні, мідно-цинкові, свинцево-цинкові руди.

Четвертий рівень зруденіння розташовується в піщано-сланцевої товщі нижнього девону і на контакті її з породами Лениногорский свити і в породах метаморфічної товщі. Тип зруденіння, в основному, прожилкові, рідше вкраплені, гніздовий. За складом виділяються такі різновиди: поліметалічні, мідно-цинкові, свинцево-цинкові. Форма рудних тіл складна умовно пластоподібні.

Всі родовище складається з комбінації генетично різних типів зруденіння в різнотипних структурах, що представляють поєднання приголосних і січних форм. Характер локалізації руд вказує на те, що відкладення їх відбувалося в закритих тектонічних структурах. Найбільш розвинені міжпластові порушення і відшарування, сітчасті і субпараллельно системи тріщин і комбіновані форми. У особливий генетичний тип виділяються гідротермально-осадові руди в алевро.

Міжпластові порушення і відшарування проявлені на всій площі родовища на кордоні мікрокварцітов і покривають їх алевро Крюківської свити, "критичний горизонт" по М.М. Курека. У цьому горизонті сконцентрована велика частина руд свинцево-цинкового складу. Широко розвинені тут кварц-баритові, барит-кварцові породи, що утворюють куполи і пластові поклади.

На площі Ріддерской поклади в цьому структурному горизонті залягає тіло масивних поліметалічних руд, облямоване доломітовими серіцітолітамі. Сітчасті жильні системи розвинені в шаруватих тендітних мікрокварцітах з прошарками серіцітізірованних різниць. Просторове положення жив у цій структурі різноманітно: крутоспадні, майже перпендикулярні до шаруватості мікрокварцітов; згодні з нею і січні під різними кутами і азимутами напрямків. Найбільший розвиток ці системи отримали під кварц-баритові банями з поступовим переходом від одних до інших.

Субпараллельно жильні системи тісно пов'язані з сітчастими, змінюючи їх у міру видалення на глибину. На ділянці Центральної поклади, на горизонті мідно-цинкового зруденіння, ця жильна система має самостійний розвиток.

У цілому на родовищі всі описані структурні системи взаємопов'язані і комбінація їх визначає в цілому медузообразную форму великих рудних тіл.

На родовищі розкритий і вивчений своєрідний генетичний і структурний тип зруденіння - шаруваті руди в алевро Крюківської свити. Розташовуються вони на ділянці 2-ї Ріддерской поклади. Шари поліметалічної руди залягають згідно зі слоистостью алевро, перешаровуючи з ними. Потужність рудних шарів від перших метрів до сантиметрів. Генетично ці руди є гідротермально-осадовими синхронними з опадонакопиченням. Потужність рудоносного горизонту сягає 20 м.

Описані рудовмещающіх систем виявлені і вивчені в гірських виробках першого і другого рівня зруденіння.

Зруденіння третього і четвертого горизонту розкрите свердловинами. Рудні тіла, що містять запаси руди і металів, залягають субсогласно з вміщуючими породами в зонах підвищеного рассланцеванія. Внутрішня будова їх складне, представлене Гнездово-штокверкових зонами, в яких разнооріентірованние рудні прожилки, гнізда і вкрапленої згущуються до промислової концентрації. Тому форма рудних тіл і структурні типи є умовними.

3. Генезис родовища

Погляди на генезу родовища викладені в численних роботах і зводяться в основному до двох положень.

Одна група дослідників - П.П. Буров, М.М. Курек (1939р.), К.Ф. Єрмолаєв (1957г.) та інші, з невеликими варіантами пов'язують освіта руд родовища з дериватами Змеіногорского інтрузивного комплексу - кварцовими альбітофірамі.

Друга група - Вейц Б.І., Левонік (1945 р.), Щерба Г.М. (1968р.), Покровська І.В., Ковриго О.А. (1970р.), Чепрасов Б.Л. (1972р.) та інші, освіта руд пов'язує з вогнищами девонського вулканізму. Цієї точки зору в даний час дотримується більшість геологів.

За наявними даними родовище сформувалося в три етапи, розділених на ряд стадій.

Відкладення девонських порід у районі почалося в результаті вулканічних вивержень центрального і тріщинного типів; накопичувалися лави, лавобрекчії туфів і туффітамі в морських умовах. Каледонский підставу, розбите на окремі блоки, нерівномірно занурювалося. Зміщення окремих блоків по субмеридіональними розламах зумовило появу конседіментаціонних флексурних вигинів, нерівномірне накопичення опадів, підводні зсуви, розмив відкладень і т.д. На початку Крюківського часу в центральній частині родовища формується потужна товща кременистих порід, на схід і південь вона фаціонально заміщається кислими еффузівамі, на заході - алевро, на півночі розвивається острівна споруду. Відкладення кременистих опадів завершується формуванням двох блоків Центрального і Західного. На північно-західному фланзі в зниженнях ложа накопичуються темно-сірі, багаті органічною речовиною алевро і шаруваті гідротермально-осадові руди (2-я Ріддерская поклад). Накопичення шаруватих руд пов'язано з надходженням металоносних розчинів з вулканічного вогнища безпосередньо на дно моря в мулисті осади, де внаслідок коагуляції утворилися збагачені сульфідами слойки. Відкладенню сульфідів сприяла лужна, слабо відбудовне середовище морської води і підвищена кількість органіки.

Згасання вулканічної діяльності збігається з наступним зануренням ділянки, що фіксується широким розповсюдженням алевро, які перекривають мікрокварціти і вулканогенні породи Крюківської підсвіти. Під товщею алевро продовжували циркулювати рудоносних розчини і відкладалися руди в порожнинах відшарування.

У Іллінське час діяльність вулканів характеризується продуктами середнього складу, що склалися структури не зазнають будь-яких змін. Туфи, туффітамі Іллінської підсвіти відкладалися у водному середовищі в спокійній обстановці, про що свідчать витримані шари відкладень, вулканогенні відкладення Іллінського часу перекриваються однорідними ізвестковістих алевро Сокольной свити, у верхах якій зустрічаються прошаруй лавобрекчій, пісковиків, що говорить про відновлення вулканізму, що супроводжується коливаннями дна моря .

До початку живе вулканічна діяльність посилюється, опади стають в основному вулканогенними. З жіветскім вулканізмом пов'язане виникнення тектонічних рухів. Тектоніка носить успадкований характер, продовжують розвиватися конседіментаціонние структури, закладені в Ейффель.

Виниклі руху за стародавніми тектонічним швах зумовили розривні деформації, тріщини відколу і розтягування. Розвиток розривних порушень викликали надходження рудоносних розчинів.

У відкрилась тріщинах відкладаються мідні руди, потім мідно-цинкові руди. У жорстких структурах тріщини проникають у верхні горизонти, що призводить до змішування глибинних і багатих киснем поверхневих вод; це зумовило початок нової барітополіметалліческой стадії.

Після формування мідних і барітополіметалліческіх руд настав період спокою і перерва в рудоотложеніі. Наступні нові тектонічні імпульси супроводжувалися впровадженням своєрідних еруптивних брекчий. З цими імпульсами пов'язано надходження лужних, багатих калієм і магнієм гідротерм, які викликали розчинення і перевідкладення рудного матеріалу. Утворилися багаті фенгітом сульфідно-серіцітоввие руди. Після сульфідно-серіцітовой стадії на родовищі відзначається незначне перевідкладення сульфідів у вигляді рідкісних і дрібних прожилки і гнізд в пізніх кварцових жилах і впровадження діабазових ДАЕК.

Наявність на родовищі седіментних поліметалічних руд дозволяє віднести початок їх відкладення до Ейфель. Завершення процесів рудоотложенія, впровадження брекчий умовно може бути датована карбоном, з урахуванням визначення абсолютного віку (255-265 млн. років) за серіцітолітам, формування яких завершувалося в третьому етапі. Згідно з даними з ізотопного складу свинцю (Шилов та ін 1971р.) З руд і вмісних порід родовища можна говорити про тотожність джерела для всіх етапів. Цим джерелом може бути глибинний вогнище вулканізму, що підтверджується низькими значеннями коефіцієнта варіації ізотопних відносин (0,15-0,30).

Таким чином, основні особливості зруденіння Ріддер-Сокольного родовища свідчать про його полигенно і поліхромним характері.

2. Розтин і підготовка родовища

До Ріддер-Сокольному руднику відносяться діючі стовбури шахт «Нова», «Скіпові-1», «Скіпові-2», «Андріївська», «Бєлкіна-1», «Бєлкіна-2», шахта № 3, «Південна», « Биструшінская »,« Сліпа-Биструшінская »,« Вентиляційна »,« Соколик », штольня« Ріддерская », шурф« Північний ».

Стовбур шх. «Нова» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 5,5 м, пройдений до 18 горизонту, служить для спуску-підйому людей, матеріалів, видачі мідно-цинкової руди і породи, подачі свіжого повітря. На весь термін експлуатації родовища залишається з тими ж функціями.

Стовбур шх. «Скіпові-1» - прямокутного перерізу, пройдений до 18 горизонту, служить для видачі свинцево-цинкових руд. Після проведеної в 1999 році реконструкції армування залишається з тими ж функціями до початку видобутку на Долинному або Ново-Леніногорського родовищі.

Стовбур шх. «Скіпові-2» - круглого перерізу, диметр у просвіті 7,5 м, пройдений до 20 горизонту. У зв'язку із зупинкою будівництва рудовидачного комплексу через відсутність коштів, до початку видобутку на Долинному або Ново-Леніногорського родовищі використовується як воздухоподающий (44 м ³ / сек) для провітрювання приствольних виробок шахт «Нова» і «Скіпові-1».

Стовбур шх. «Андріївська» - прямокутного перерізу, пройдений до 11 горизонту, служить для спуску-підйому людей, матеріалів, подачі свіжого повітря (58 м ³ / сек) на Центральну поклад (8-9-10 горизонти). Після відпрацювання запасів верхніх горизонтів та передачі функцій по подачі свіжого повітря шх. «Бєлкіна-1» погашається.

Стовбур шх. «Бєлкіна-1» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, пройдений до 16 горизонту і служить для подачі свіжого повітря. Для забезпечення подачі необхідної кількості свіжого повітря до 250 м ³ / сек на гірські роботи необхідно виконати будівництво вентиляторної установки з вентилятором ВЦД-31, 5М2 і калориферної, провести реконструкцію будівлі підйомних машин.

Стовбур шх. «Бєлкіна-2» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, служить для видачі забрудненого повітря в кількості 92,4 м ³ / сек. Після реконструкції вентиляторної установки (заміна вентилятора ВУПД-2, 8 на ВЦД-31, 5М2) використовується для видачі забрудненого повітря замість шахти № 3 та «Вентиляційна».

Стовбур шахти № 3 - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, пройдений до 13 горизонту, служить для видачі забрудненого повітря. Після початку відпрацювання охоронного цілика погашається.

Стовбур шх. «Південна» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, пройдений до 13 горизонту. У зв'язку з можливим порушенням стволів шахти № 3 та шх. «Вентиляційна» при відпрацюванні запасів охоронного цілика шх. «Південна» стає воздуховидающім стовбуром. Для цього необхідно будівництво будівлі підйомних машин для бадьевого підйому і будівлі вентиляторної установки під ГВР-ВЦД-31, 5М2.

Стовбур шх. «Биструшінская» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 5,5 м, пройдений до 16 горизонту. Служить для спуску-підйому людей, матеріалів, подачі свіжого повітря. Після реконструкції надшахтної будівлі та будівництва вентиляторної установки з калориферної стає основним повітряподавальним стволом (до 145 м ³ / сек) на нижні горизонти Биструшінской, II Південно-Західної, III Південно-Західної покладів і півдня Биструшінской поклади.

Стовбур шх. «Сліпа-Буструшінская» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, пройдений з 15 до 18 горизонту. Обладнаний клітьового підйомом, служить для спуску-підйому людей, матеріалів на нижні горизонти, видачі руди і породи на 15 горизонт, подачі свіжого повітря від шх. «Биструшінская» на нижні горизонти.

Стовбур шх. «Вентиляційна» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 4,5 м, пройдений до 13 горизонту, служить для видачі відпрацьованого повітря. При відпрацюванні запасів з охоронного цілика шахти № 3 системами з обваленням погашається у верхній частині (вище 10 горизонту). Функції воздуховидающей передаються на шх. «Південна» і шх. «Бєлкіна-2».

Стовбур шх. «Соколик» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 5,5 м, пройдений до 18 горизонту. Призначався за проектом реконструкції для подачі свіжого повітря вентилятором ВОД-30. У зв'язку з відсутністю фінансування будівництво зупинено. За сет природної тяги по стволу в даний час подається до 20 м ³ сек свіжого повітря на нижні горизонти Биструшінской поклади.

Штольня «Ріддерская» - перетин 10,8 м ^2, пройдена з рівня горизонту штолень на північний схил сопки «Ріддерская», є нейтральною, законсервована.

Шурф «Північний» - круглого перерізу, діаметр у просвіті 6,0 м, служить для видачі забрудненого повітря з гірських робіт верхніх горизонтів у кількості 545 м ³ / сек, функції зберігаються на весь період відпрацювання покладів Центральна, Ріддерская, Заводська.

Проектом «Реконструкція рудників Ріддер-Сокольного родовища», відповідно до якого велося будівництво та експлуатація рудників, передбачалася максимальна продуктивність по видобутку руди обсягом 2850 тис. т на рік. Для виходу на проектну продуктивність пропонувалося виконати реконструкцію схеми розкриття родовища з метою забезпечення гірничих робіт свіжим повітрям.

Проектом передбачалася додатково проходка стволів шахт «Скіпові-2», «Соколик», «Вентиляційна-2», штольні «Ріддерская» і установка вентиляторів головного провітрювання на стовбурах шахт «Бєлкіна-1», «Биструшінская», «Скіпові-1», «Соколик», «Вентиляційна-2», штольня «Ріддерская» з перекладом провітрювання зі всмоктуючого на нагнітальному-всмоктуючий спосіб.

Будівництво об'єктів за проектом тривало до початку дев'яностих років і зупинено у зв'язку з важким фінансовим становищем підприємства.

В даний час оптимальна продуктивність рудника Ріддер-Сокольного родовища складає 2200 тис. т руди на рік. Планується вивести рудник з 2012р. на 2600 тис.т руди на рік і до 2016р. вийти на 4000тис.т руди на рік.

Це значно збільшує капітальні вкладення, але у зв'язку зі збільшенням цін на метали в даний час, рудник все одно залишається рентабельним.

3. Провітрювання гірничих робіт

3.1 Характеристика схеми провітрювання

На Ріддер-Сокольном руднику застосовується всмоктуючий спосіб провітрювання.

У міру збільшення глибини розробки, розширення воронок обвалення і площ аеродинамічних зв'язків з поверхнею, провітрювання гірничих робіт постійно ускладнюється.

У цій ситуації спостерігається, що при повному завантаженні і навіть перевантаження окремих воздуховидающім стовбурів шахт (наприклад, швидкість руху повітря по стовбуру шх. «Вентиляційна» досягає 17 м / сек), повітроподавального ствола недовантажені (за шх. «Биструшінская» подається 90 ¸ 100 м ³ / сек при швидкості 4,5 ¸ 5,0 м / сек).

Це пояснюється тим, що через зони обвалення і кар'єр на підземні гірничі роботи надходить до 150 м ³ / сек повітря з поверхні у вигляді прітечек. У зимовий період, особливо за рахунок власної тяги, в підземні виробки надходить холодне повітря, змінюючи напрямку вентиляційних струменів і порушуючи загальний режим провітрювання очисних робіт.

Вживаючи заходів при існуючому всмоктуючому способі провітрювання поліпшення режимів вентиляції не дають, тому що на головні вентиляційні установки лягає додаткове навантаження з видачі повітря, що надходить з обвалень, утруднюючи паркан відпрацьованого повітря з гірських робіт.

За рекомендацією науково-дослідних інститутів та практичного досвіду інших рудників докорінне поліпшення провітрювання гірничих робіт у цих умовах може бути досягнуто тільки при перекладі рудника на нагнітальному-всмоктуючий спосіб провітрювання.

Тому, враховуючи перспективний розвиток гірських робіт в бортах і під дном Андріївського кар'єра, на покладах «Перемога», «Перспективна», «Бєлкіна» і II-а Південно-Західна із застосуванням систем з обваленням, а також перехід основних обсягів видобутку по рудникам на нижні (13 ¸ 18) горизонти, в ТЕО розглянуті варіанти нагнітальної-всмоктуючого способу провітрювання Ріддер-Сокольного родовища, як найбільш відповідного конкретних умов.

При розгляді варіантів схеми і способу провітрювання враховані наступні технічні умови:

• технічний стан діючих головних вентиляційних установок на стовбурах шахт «Бєлкіна-2», № 3, «Вентиляційна»;

• необхідність відпрацювання балансових запасів в охоронному цілику шх. № 3 та шх. «Вентиляційна» з 2012 року, і як наслідок цього, демонтаж встановлених на цих стовбурах головних вентиляційних установок до 2012 року;

• гранична можливість подачі свіжого повітря на провітрювання гірських робіт на покладах «Биструшінская», південний фланг Биструшінской поклади, II Південно-Західна, III Південно-Західна на нижні 14-18 горизонти тільки через шх. «Биструшінская» в обсязі 150 м ³ / сек при швидкості повітря по стовбуру 7,5 м / сек;

• переміщення основного фронту очисних робіт на нижні (14-16-18) горизонти в важко провітрювані райони покладів «Перемога», «Биструшінская», Південний фланг Биструшінской поклади при існуючій схемі вентиляції і всмоктуючому способі провітрювання;

• технічний стан вентиляційних установок, морально і фізично зношених, вимагають безумовної заміни.

У результаті техніко-економічної оцінки перерахованих вище

факторів найбільш прийнятним за капітальними витратами і забезпечення гірських робіт необхідним обсягом повітря для провітрювання є варіант експлуатації стволів шх. «Биструшінская», шх. «Бєлкіна-1» як повітроподавальних з монтажем на них головних вентиляційних установок і стовбурів шх. «Бєлкіна-2», шх. «Південна» як повітроподавальних також з монтажем головних вентиляційних установок.

За цим варіантом для забезпечення подачі в гірничі виробки свіжого повітря в обсязі 526,0 м ³ / сек, що забезпечує провітрювання планових обсягів гірничих робіт - 376,0 м ³ / сек і підпір прітечек з поверхні - 150 м ³ / сек необхідно до 2011 року :

• на існуючих повітроподавальних стовбурах шахт «Биструшінская», «Бєлкіна-1» встановити нагнітальні вентиляційні установки (типу ВЦД-31, 5М2) з калоріфкрнимі установками;

• на шх. «Бєлкіна-2» для видачі більшої кількості повітря, в порівнянні з нинішнім, змонтувати нову вентиляторну установку (типу ВЦД-31, 5М2) замість вентилятора ВУПД-2, 8, як технічно застарілого (експлуатується більше 35 років). Це дозволить довести обсяг видачі відпрацьованого повітря до 160 ¸ 180 м ³ / сек і створити депресію до 450 ¸ 500 мм водн.столба;

• на шх. «Південна» виконати будівництво видає головною вентиляційної установки для видачі відпрацьованого повітря в кількості 160 ¸ 200м ³ / сек;

• у разі розвитку гірничих робіт на нижніх горизонтах Ріддерской, Заводський покладів для відведення забрудненого повітря використовувати штольню «Ріддерская» з встановленням вентилятора ВОД-21, замість шурфу «Північний»;

• при відпрацюванні запасів охоронного цілика шахт № 3 та «Вентиляційна» виключити зазначені стволи зі схеми провітрювання;

• шх. «Андріївська», за якою здійснюється подача свіжого повітря на верхні горизонти. В даний час встановлюється вентилятор головного провітрювання ВОД-30М.

• шахти «Соколик», «Скіпові-1», «Скіпові-2» особливого значення для схеми провітрювання не мають у зв'язку з їх нейтральним розташуванням. Необхідність використання шх. «Соколик» в подачі великих обсягів свіжого повітря (до 180 ¸ 190 м ³ / сек) може виникнути при дорозвідки північного флангу Биструшінской поклади на 14 ¸ 18 горизонтах, хоча можливо провітрювання цього району з боку шх. «Биструшінская». Але це зажадає будівництва головної вентиляційної установки на шх. «Соколик», натомість шх. Биструшінская ». Схема вентиляції рудника Ріддер-Сокольного родовища наведена на рис.1.

Зведений розрахунок розподілу повітря по руднику Ріддер-Сокольного родовища на розрахунковий 2010 наведено в таблиці 1:

Таблиця 1 - Зведений розрахунок розподілу повітря по руднику на 2010 рік

Сумарна депресія по гілках наведена в таблиці 2:

Таблиця 2 - Зведена таблиця сумарної депресії по гілках

Примітка: для забезпечення кращого провітрювання гірничих робіт на 17, 18 горизонти Биструшінской поклади і II Південно-Західної поклади у зв'язку з подальшим пониженням гірничих робіт та зміщенням великих обсягів видобутку на нижні горизонти цих покладів необхідно пройти збійки орта 13 до вент.восст. 16/18 по 17 горизонту довжиною 80м х 8,0 = 640м ^3.

3.2 Розрахунок кількості діючих очисних і прохідницьких вибоїв (за планом на 2010 рік)

Виконуємо розрахунок кількості діючих і прохідницьких вибоїв:

Система підповерхового штреків (камерна система) з обваленням.

Річні показники: Видобуток за системою, т.т. - 1160

в т.ч. попутна, т.т. - 148

очисна, т.т. - 1012

Гірничо-підготовчі, п.м. - 3008

S = 4,625 м ² м ³ - 13912

в т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 2415/11173

вертикальні п.м. / м ³ - 593/2742

Нарізні роботи, п.м. - 8113

S = 4,625 м ² м ³ - 37525

в. т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 4497/20800

вертикальні п.м. / м ³ - 3616/16725

Розрахункова кількість виїмкових одиниць:

N = Q / N = 7 (1)

де Q = 1160 т.т. - Річний видобуток руди по руднику даною системою;

N = 165 т.т - розрахункова річна продуктивність виємочной одиницею по системі.

N = 1160/165 = 7

Розрахункова кількість скреперних виробок для забезпечення

змінної продуктивності рудника з очисної видобутку:

N = 1012000 / (80,2 _* 3 _* 305) = 11,9 (2)

де 862 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

80,2 т / м ³ - змінна продуктивність скреперної лебідки 55ЛС-2С при скреперування на 50м при даній системі;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість бурових вибоїв на очисних роботах (буріння свердловин):

N = 1012000 / (8,0 _* 11,9 _* 3 _* 305) = 10 (3)

де 862 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

8,0 т / п.м. - Вихід руди з 1 п.м. свердловин;

11,9 п.м. / см - норма виробітку на буріння свердловин верстатом ЛПС-3М;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці горизонтальних виробок від ГПР і НР:

N = (11173 +20800) / (4,625 _* 105 _* 12) = 5,5 (4)

де (11173 +20800) м ³ - річні обсяги горизонтальних виробок від (ГПР + НР);

4,625 м ² - середнє перетин горизонтальних виробок;

105 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці вертикальних виробок від ГПР і НР:

N = (2742 +16725) / (4,2 _* 45 _* 12) = 8,6 (5)

де (2742 +16725) м ³ - річні обсяги вертикальних виробок від (ГПР + НР);

4,2 м ³ - середня перетин вертикальних виробок;

45 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Система відпрацювання - камери з закладкою.

Річні показники: Видобуток за системою, т.т. - 647,5

в т.ч. попутна, т.т. - 63,3

очисна, т.т. - 584,2

Гірничо-підготовчі, п.м. - 3905

S = 4,625 м ² м ³ - 18060

в т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 2803/12964

вертикальні п.м. / м ³ - 1102/5096

Нарізні роботи, п.м. - 3177

S = 4,625 м ² м ³ - 14695

в. т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 1804/8343

вертикальні п.м. / м ³ - 1373/6352

Розрахункова кількість виїмкових одиниць:

N = 647,5 / 71,8 = 9 (1)

де 647,5 т.т. - Річний видобуток з копальні даною системою;

71,8 т.т. - Розрахункова річна продуктивність виємочной одиниці по системі.

Розрахункова кількість скреперних виробок для забезпечення змінної продуктивності рудника з очисної видобутку:

N = 584 200 / (100 _* 3 _* 305) = 6,5 (2)

де 584,2 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

100 т / м ³ - змінна продуктивність скреперної лебідки 55ЛС-2С при скреперування на 50м при даній системі;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість бурових вибоїв на очисних роботах (буріння свердловин):

N = 584200 / (10,0 _* 12,0 _* 3 _* 305) = 5,4 (3)

де 584,2 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

10,0 т / п.м. - Вихід руди з 1 п.м. свердловин;

12,0 п.м. / см - норма виробітку на буріння свердловин верстатом ЛПС-3М;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці горизонтальних виробок від ГПР і НР:

N = (12964 +8343) / (4,625 _* 105 _* 12) = 3,6 (4)

де (12964 +8343) м ³ - річні обсяги горизонтальних виробок від (ГПР + НР);

4,625 м ² - середнє перетин горизонтальних виробок;

105 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці вертикальних виробок від ГПР і НР:

N = (5096 +6352) / (4,2 _* 45 _* 12) = 5,1 (5)

де (5096 +6352) м ³ - річні обсяги вертикальних виробок від (ГПР + НР);

4,2 м ³ - середня перетин вертикальних виробок;

45 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Система поверхового обвалення.

Річні показники: Видобуток за системою, т.т. -192,5

в т.ч. попутна, т.т. - 18,9

очисна, т.т. - 173,6

Гірничо-підготовчі, п.м. - 1087

S = 4,625 м ² м ³ - 5028

в т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 865/4000

вертикальні п.м. / м ³ - 222/1028

Нарізні роботи, п.м. - 1033

S = 4,625 м ² м ³ - 4780

в. т.ч. горизонтальн. п.м. / м ³ - 607/2809

вертикальні п.м. / м ³ - 426/1971

Розрахункова кількість виїмкових одиниць:

N = 192,5 / 320,8 = 1 (1)

де 192,5 т.т. - Річний видобуток з копальні даною системою;

320,8 т.т. - Розрахункова річна продуктивність виємочной одиниці по системі.

Розрахункова кількість скреперних виробок для забезпечення змінної продуктивності рудника з очисної видобутку:

N = 173600 / (123,4 _* 3 _* 305) = 1,6 (2)

де 173,2 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

123,4 т / м ³ - змінна продуктивність скреперної лебідки 55ЛС-2С при скреперування на 50м при даній системі;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість бурових вибоїв на очисних роботах (буріння свердловин):

N = 173600 / (10,0 _* 11,9 _* 3 _* 305) = 1,6 (3)

де 173,2 т.т. - Річний видобуток руди по руднику з очисних робіт по системі;

10,0 т / п.м. - Вихід руди з 1 п.м. свердловин;

11,9 п.м. / см - норма виробітку на буріння свердловин верстатом ЛПС-3М;

3 см - кількість робочих змін на добу;

305 дн - кількість робочих днів у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці горизонтальних виробок від ГПР і НР:

N = (4000 +2809) / (4,625 _* 105 _* 12) = 1,2 (4)

де (4000 +2809) м ³ - річні обсяги горизонтальних виробок від (ГПР + НР);

4,625 м ² - середнє перетин горизонтальних виробок;

105 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці вертикальних виробок від ГПР і НР:

N = (1028 +1971) / (4,2 _* 45 _* 12) = 1,3 (5)

де (1028 +1971) м ³ - річні обсяги вертикальних виробок від (ГПР + НР);

4,2 м ³ - середня перетин вертикальних виробок;

45 м / міс - нормативна швидкість проходки;

12 міс - кількість місяців у році.

Розрахункова кількість вибоїв при проходці горизонтальних виробок від ГКР, промразведкі і експлоразведкі:

N = V / (S _в V _{n n)} (6)

N _ГКР = 10120 / (8,43 _* 70 _* 12) = 1,4

N _{пр. Раз - кі} = 5000 / (8,33 _* 70 _* 12) = 0,7

N _{екс. Раз - кі} = 11900 / (4,15 _* 105 _* 12) = 2,3

де V = 10120 м ^3, 5000 м ^3, 11900 м ³ - річні обсяги ГКР, промразведкі і експлоразведкі відповідно;

S _в = 8,43 м ^2; 8,33 м ^2; 4,15 м ² - перетин виробок;

V _n = 70м/мес, 105 м / міс - нормативна швидкість ГКР, промразведкі і експлоразведкі;

n = 12 - кількість місяців у році.

3.3 Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання гірничих робіт

Кількість повітря, необхідне для провітрювання гірничих робіт копальні.

Розрахунок проводиться за такими чинниками:

• за найбільшою кількістю людей, що одночасно знаходяться в шахті,

• по газах, що утворюються при вибухових роботах,

• за мінімально допустимим швидкостям руху повітря.

Формули, які застосовуються для розрахунку кількості повітря:

За найбільшою кількістю людей:

Q = N _* g (м ³ / сек) (7)

де N - найбільше число людей;

g - норма свіжого повітря на одну людину.

По газах, що утворюються при вибухових роботах (очисні роботи, системи шарового обвалення та забій-лава):

Q = (3,4 / t) _* Ö AbV (м ³ / сек) (8)

де А - кількість одночасно підривається ВВ (кг);

b - газової застосовуваного ВР (л / кг);

V - провітрюваний обсяг очисного забою (м ^3);

t - час провітрювання (сек).

По газах, що утворюються при вибухових роботах (очисні роботи):

Q = (2,32 / K _т t) _* Ö AbV _k (м ³ / сек) (9)

де К _т - коефіцієнт турбулентних дифузії;

V _k - провітрюваний обсяг очисного забою (м ^3).

По газах, що утворюються при вибухових роботах (проходка горизонтальних виробок):

Q = (2,25 / t) _* Ö A До _ОБВ DS ² L ² / До _ут (м ³ / сек) (10)

де S - площа поперечного перерізу виробки (м ^2);

L - довжина тупикової частини виробки (м);

До _ОБВ - коефіцієнт, що враховує обводненість вироблення;

До _ут - коефіцієнт, що враховує втрати повітря в трубопроводі.

По газах, що утворюються при вибухових роботах (проходка повстають):

Q = (0,3 До ₁ К ₂ / t) _* Ö A Н bS / К _ут С (м ³ / сек) (11)

де К ₁ - коефіцієнт, що враховує висоту восстающего;

К ₂ - коефіцієнт, що враховує спосіб провітрювання;

Н - висота восстающего (м);

С - допустима концентрація отруйних газів (%);

За мінімально допустимим швидкостям руху повітря:

Q = vS (м ³ / сек) (12)

де v - мінімально допустима швидкість руху повітря.

Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання гірничих робіт за планом на 2010 рік наведено в таблиці 3:

4. Внутрішахтний транспорт

Ріддер-Сокольное родовище розкрите 12 вертикальними стовбурами на глибину 460,8 м (до рівня 18 горизонту), по горизонталі - відкатних квершлагами, ортами (штреками) на основних і проміжних горизонтах, а так само серією вертикальних і горизонтальних вентиляційних виробок, що забезпечують провітрювання всіх експлуатованих покладів. Всього відпрацювання ведеться на 11 покладах і 11 експлуатаційних горизонтах. Транспортування руди і породи здійснюється по 3 концентраційним горизонтів (11, 13,16) електровозами К-10, К-14 у вагонах ВГ-4, 5 і ВГ-2, 2. по проміжних горизонтів транспортування руди і породи здійснюється у вагонах УВБ-2, 5 і ВГ-2, 2.

Відповідно до річного плану по видобутку руди вивезення руди становить 1800000т / м.

Відстань від пунктів розвантаження до пунктів вантаження при русі в порожнякової напрямку:

L _1п = L _k + L _п (13)

L _2п = L _k + L _ш - L _sn + L _в1 + L _s (14)

L _3п = L _k + L _ш + L _в1 - L _sn + L _в2 + L _s (15)

L _4п = L _k + L _ш + L _в1 - L _sn + L _в2 + L _в3 + L _s (16)

де L _k = 1000м - довжина квершлагу;

L _n = 600м - відстань від квершлагу до навантажувального пункту № 1;

L _ш = 750м - довжина штреку;

L _sn = 55м - відстань між польовими ортами;

L _в1 - довжина першого блоку;

L _в2 = L _в3 - довжина другого і третього блоків;

L _s = 10м - відстань від польового орта до рудничної поклади.

L _1п = 1000 +600 = 1600м

L _2п = 1000 +750-55 +70 +10 = 1775м

L _3п = 1000 +750-55 +70 +75 +10 = 1850м

L _4п = 1000 +750-55 +70 +75 +75 +10 = 1925м

Відстань від пунктів вантаження до пунктів розвантаження при русі в завантаженому напрямку:

L _1г = L _k + L _п (17)

L _2г = m + L _s + L _в1 + L _ш + L _k (18)

L _3г = m + L _s + L _в1 + L _в2 + L _ш + L _k (19)

L _4г ​​= m + L _s + L _в1 + L _в2 + L _в3 + L _ш + L _k (20)

де m = 35м - потужність рудного тіла.

L _1г = 1000 +600 = 1600м

L _2г = 35 +10 +70 +750 +1000 = 1865м

L _3г = 35 +10 +70 +75 +750 +1000 = 1940м

L _4г ​​= 35 +10 +70 +75 +75 +750 +1000 = 2015м

Відстань транспортування при русі в порожнякової напрямку:

_nn

L _п = å A _i L _in / å A _i (21)

^{i = 1 i = 1}

L _п = (1152 _* 16000 +1152 _* 1775 +1152 _* 1850 +1152 _* 1925) / (4 _* 1152) = 1787,5 м

Відстань транспортування при русі у вантажному напрямку:

_nn

L _г = å A _i L _i А / å A _i (22)

^{i = 1 i = 1}

L _г = (1152 _* 16000 +1152 _* 1865 +1152 _* 1940 +1152 _* 2015) / (4 _* 1152) = 1855м

Середньозважена довжина відкатки:

L = (L _п + L _р) / 2 (23)

L = (1787,5 +1855) / 2 = 1821м

Виходячи з продуктивності рудника та середньозваженої довжини відкатки приймаємо вагон ВГ-4, 5 з глухою не перекидним кузовом і контактний електровоз К-14М.

ВГ-4, 5:

Місткість - 4,5 м ³

Колія - ​​755 м

Довжина по буферам - 4100 м

Ширина - 1350 м

Висота - 1550 м

Маса тари - 4,2 т

К-14М:

Зчіпна маса - 14 т

Напруга - 275 В

Кількість двигунів - 2

Потужність двигунів - 46 кВт

Число секцій - 1

1. Розрахунок електровозного транспорту

Фактична вантажопідйомність прийнятого вагони:

G = VYK н (24)

де Y - насипна щільність руди.

G = 4,5 _* 2,8 _* 0,95 = 12т

Фактичне опір руху навантаженого і порожнякової складу:

W _р = 10,5 G ^{-1 / 3} (25)

W _п = 10,2 G ₀ ^{-1 / 3} (26)

де G ₀ - маса тари вагона.

W _р = 10,5 _* 12 ^{-1 / 3} = 4,6 н / кН

W _п = 10,2 _* 4,2 ^{-1 / 3} = 6,3 н / кН

Маса навантаженого поїзда:

Q _г = P _{c ц} n _c ((1000g j / (1000 (1 + j _n) j ₀ + (1,5 W _г + i) g) -1) (27)

де n _c = 1 - число секцій електровоза;

j = 0,15 - коефіцієнт зчеплення без підсипки піску;

j _n = 0,075 - коефіцієнт інерції обертових мас поїзда;

j ₀ = 0,04 м / с ² - прискорення при початку руху поїзда;

i = 3% - уклон шляху.

Q _р = 14 _* 1 ((1000 _* 9,8 _* 0,15 / (1000 (1 +0,075) _* 0,04 + (1,5 _* 4,6 +3) 9,8) -1) = 109 , 2т

Кількість вагонів у складі:

n = Q _р / (G + G ₀₎ (28)

n = 109,2 / (12 +4,2) = 7 вагонів

Уточнена маса навантаженого складу:

Q _г = n (G ₀ + G) (29)

Q _р = 7 (4,2 +12) = 113т

Уточнена маса порожнього складу:

Q _п = nG ₀ (30)

Q _п = 7 _* 4,2 = 29,4 т

Корисна маса поїзда:

Q = nG (31)

Q = 7 _* 12 = 84т

Сила тяги на один двигун в період сталого руху навантаженого і порожнього складів:

F _р = (g / n _g n _c) (P _c n _c + Q _г) (W _р-i) (32)

F _п = (g / n _g n _c) (P _c n _c + Q _п) (W _п-i) (33)

F _г = (9,8 / 2 _* 1) (14 _* 1 +113) (4,6-3) = 998,8 Н

F _п = (9,8 / 2 _* 1) (14 _* 1 +29,4) (6,3-3) = 1977,7 Н

Швидкість навантаженого поїзда:

V _г = 177 N / (F _р +0,807 V _r) (34)

де N - потужність двигуна (кВт),

V _r - швидкість руху електровоза при годинному режимі (м / с).

V _г = 177 _* 46 / (998 +0,807 _* 3,23) = 9,2 м / с

Швидкість порожнього поїзда:

V _п = 177 N / (F _п +0,807 V _r) (35)

V _п = 177 _* 46 / (1977,7 +0,807 _* 3,23) = 6,7 м / с

Гальмівна сила електровоза при механічних гальмах:

У _т = 1000 gP _сц j (36)

У _т = 1000 _* 9,8 _* 14 _* 0,15 = 24696Н

Питома гальмівна сила навантаженого і порожнього поїздів:

У _тг = В _т / (Р _сц + Q _г) (37)

У _тп = В _т / (Р _сц + Q _п) (38)

У _тг = 24696 / (14 +113) = 193,8 Н / т

У _тп = 24696 / (14 +29,4) = 569Н / т

Гальмівне уповільнення навантаженого і порожнього поїздів;

j _тг = (В _тг + g (W _р-i) / (1000 (1 + j _n)) (39)

j _тп = (В _тп + g (W _п-i) / (1000 (1 + j _n)) (40)

j _тг = (193,8 +9,8 (4,6-3)) / (1000 (1 +0,075) = 0,19 м / с ²

j _тп = (569 +9,8 (6,3-3)) / (1000 (1 +0,075) = 0,6 м / с ²

Допустима із гальмування швидкість навантаженого і порожнього поїздів:

V _тг = j _тг (Ö t ₀ ² + (2 L _т / j _тг) - t ₀₎ (41)

V _тп = j _тп (Ö t ₀ ² + (2 L _т / j _тп) - t ₀₎ (42)

де t ₀ = 3 - предтормозное час,

L _т = 40м - гальмівний шлях по ЕПБ.

V _тг = 0,19 (Ö 3 ² + ⁽² _* 40 / 0,12) -3) = 2,8 м / с

V _тг = 0,6 (Ö 3 ² + ⁽² _* 40 / 0,38) -3) = 4,5 м / с

З отриманих значень швидкості по силі тяги і гальмування приймається найменше:

V _`г = V _тг = 2,8 м / с

V _`п = V _тп = 4,5 м / с

Тривалість рейсу при L> 1000м.

Середня ходова швидкість навантаженого і порожнього поїздів:

V _хг = 0,75 V _`г (43)

V _ХП = 0,75 V _`п (44)

V _хг = 0,75 _* 2,8 = 2,1 м / с

V _ХП = 0,75 _* 4,5 = 3,4 м / с

Тривалість руху навантаженого і порожнього поїздів:

Т _г = L / 60 V _хг (45)

Т _п = L / 60 V _ХП (46)

Т _г = 1821/60 _* 2,1 = 14,5 хв

Т _п = 1821/60 _* 3,4 = 8,9 хв

Тривалість руху на протязі рейсу:

Т _дв = Т _г + Т _п (47)

Т _дв = 14,5 +8,9 = 23,4 хв

Час навантаження складу:

t _п = t _`п n (48)

де t <sub>`п</sub> - час навантаження одного вагона, t` _п = 2хв (ВГ-4, 5).

t _`п = 2 _* 7 = 14 хв

Час розвантаження складу:

t _р = t _`р n / Z (49)

де t _`р - час розвантаження,

Z - число одночасно розвантажуються вагонів.

Для розвантаження приймається перекидач.

t _р = 0,83 _* 7 / 2 = 2,9 хв

Повна тривалість рейсу:

Т _р = Т _дв + t _п + t _р + q (50)

де q = 13мін - тривалість маневру за 1 рейс.

Т _р = 2,34 +14 +2,9 +13 = 55,3 хв

Перевірка двигунів на нагрівання при русі навантаженого і порожнього поїздів:

А _е = (J _p QL) / K (51)

А _е = (6 _* 84 _* 1,821) / 1,25 = 734,2 т км / зміну

Розрахункова змінна продуктивність електровоза:

А _`е = (1,2 _* 1640 _* 1,821) / 6 = 597,3 т км / зміну

Розрахунковий коефіцієнт використання електровоза за зміну:

До _ісп = 32 / 6 _* 6 = 0,9

Інвентарна кількість вагонів для перевезення руди і породи:

N _в = К _в n (N _е. + К _д) (52)

N _в = 1,25 _* 7 (6 +0,0) = 53

Розвантаження вагонів у вагоноперекидач. На руднику переважно застосовуються кругові (роторні) вагоноперекидачі.

Кожен кругової вагоноперекидач складається з металевої кліті механізму обертання, механізму для зачеплення вагона і пристрої для перекочування вагона по платформі.

Привід механізму обертання в вагоноперекидача фрикційний.

Розвантаження вагонів у вагоноперекидач здійснюється за допомогою пульта управління, що знаходиться в камері і дистанційного управління з рухомого складу.

Довжина ділянки з дистанційним управлінням розрахована на подвійну довжину складу (навантаженого і порожнього).

Розвантаження вагонів здійснюється в суворій відповідності до «Інструкції для машиністів електровоза з безпечних методів роботи на вагоноперекидача з дистанційним управлінням» № 58/02.

Розвантаження вагонів з обводненной гірською масою проводиться за спеціальною організації робіт, складеної і затвердженої в установленому порядку.

На 13 16 горизонтах встановлені вагоноперекидачі типу ОК-1-4 для вагонів ємністю 4,5 м ^3, на 11 горизонті - ОК-2, 2 для вагонів ємністю 2,2 м ^3.

На проміжних горизонтах розвантаження вагонів УВБ-2, 5 з боковим відкидним бортом здійснюється розвантажувальними пристроями з боковим захватом коліс і ціліндротолкателем. На розвантажувальних пристроях так само застосовується і дистанційне управління з рухомого складу.

5. Шахтні підйомні установки

5.1 Процес підйому руди і породи

Підйом руди і породи, а так само розвантаження її в бункер «сирої руди» на Ріддер-Сокольном руднику забезпечує ділянку внутрішахтного вертикального транспорту (№ 10) по стовбурах шахт «Нова» і «Скіпові». Процес видачі руди на поверхню в бункер «сирої руди» включає в себе наступні етапи:

• вантаження руди (породи) у скіпи,

• підйом руди (породи) на поверхню,

• завантаження скіпів в приймальний бункер «сирої руди»

Навантаження руди (породи) у скіпи виконують дозаторщікі скіпових підйомів у відповідності з робочою інструкцією та інструкцією РГОК «За охорону туди для машиністів підйомних установок».

Підйом руди (породи) на поверхню виконує черговий машиніст підйомної установки шх. «Скіпові» (шх. «Нова») у відповідності з робочою інструкцією та інструкцією РГОК «З охорони праці для машиністів підйомних установок».

Розвантаження скіпів в приймальний бункер «сирої руди» виконує черговий машиніст підйомної установки спільно з дозаторщіком у відповідності з робочими інструкціями.

Шахтні підйомні установки є одним з найважливіших ланок всього технологічного комплексу при підземній розробці родовищ корисних копалин. Підйомні установки призначені для транспортування по шахтному стовбуру руди і породи, матеріалів, обладнання, а також для спуску і підйому людей, огляду і ремонту шахтного стовбура.

Основними вимогами, що пред'являються до підйомних установок, є забезпечення необхідної продуктивності, безпека і економічність роботи.

У комплекс підйомної установки входять наступні елементи:

• підйомна машина, що складається з органів навивки підйомних канатів (барабанів), редуктора, приводного електродвигуна, апаратури керування та захисту;

• надшахтних копер, на якому встановлені копрові шківи та пристрої розвантаження підйомних судин;

• підйомні канати, на яких підвішені підйомні посудини;

• підйомні посудини - кліті або скіпи, в яких транспортуються вантажі;

• завантажувальні і розвантажувальні пристрої.

Перед пуском в роботу підйомна машина повинна бути перевірена. Перевірці підлягають:

• стан завантажувальних пристроїв;

• стан шахтного стовбура, його армування, кріплення, провідників;

• стан скіпів;

• стан розвантажувальних пристроїв;

• стан основних вузлів підйомної машини, ланцюгів управління і сигналізації.

Перелік робіт і періодичність проведення перевірок регламентуються "Правилами промислової безпеки при розробці рудних, нерудних і розсипних родовищ корисних копалин підземним способом» і графіками проведення планово-попереджувальних ремонтів (ППР).

Згідно графіка ППР проводяться наступні роботи:

• щозмінно - перевірка підйомної машини машиністом підйомної установки в обсязі, зазначеному робочої інструкції;

• щодоби - перевірка стану ствола, надшахтної копра, копрових шківів, підйомних канатів, скіпів, завантажувальних і розвантажувальних пристроїв;

• щотижня - мастило канатів;

• 1 раз в 15 днів - перевірка стану підйомної установки комісією в складі головного механіка рудника і механіка дільниці;

• щомісяця - перевірка підйомної установки комісією в складі головного інженера рудника, головного механіка, головного енергетика та механіка дільниці;

• 2 рази на рік - ревізія і налагодження підйомної установки спеціалізованої ремонтно-налагоджувальної бригадою

За загальною схемою комплексу, руда (порода) з перекидача потрапляє в капітальний рудоспуск, з яких з двох завантажувальним рукавах (для кожного скіпа) надходить в мірні ящики, звідки безпосередньо завантажується в скіпи. Завантажений ськіп піднімається на поверхню підйомною машиною. При підході скіпа до розвантажувальних кривим відхиляє ролик входить в них і відбувається перекидання кузова скіпа (відкривання секторного затвора скіпа). Руда (порода) за навантажувального рукаву поступає в бункер. Після закінчення завантаження та відправлення другого скіпа перший ськіп починає опускатися і відхиляє ролик, рухаючись по розвантажувальним кривим, повертає кузов скіпа (секторний затвор скіпа) у вихідне положення. Завантаження одного з скіпів в шахті і розвантаження іншого на поверхні відбуваються одночасно.

Контроль процесу видачі руди на поверхню ведеться за допомогою автоматичного пристрою. Особливістю роботи цього пристрою є нечутливість до підйому порожнього скіпа. Завдяки наявності «обнулення» лічильників є можливість контролю видачі руди за різні проміжки часу (годину, зміна, доба) і порівняння з плановими показниками.

5.2 Технічні характеристики підйомних установок

Підйомна установка шх. «Скіпові» Ц-2х5х2, 3 експлуатується з 1951 року. Максимальна швидкість підйому - 8,2 м / сек. Оснащена двома ськипамі V = 7,5 м ^3, максимальний корисний вагу в скіпи 13,3 т. Висота підйому - 502 м.

Підйомна установка шх. «Нова» (вантажна) ЦР-4х3, 2 / 06 експлуатується з 1979 року, максимальна швидкість підйому - 6,4 м / сек. Оснащена двома ськипамі V = 4,8 м ^3, максимальний корисний вагу в скіпи 8,5 т. Висота підйому - 473 м.

Підйомна установка шх. «Нова» (клітьового) ЦР-5х3/06 експлуатується з 1987 року, максимальна швидкість підйому - 7,4 м / сек. Оснащена противагою і кліттю 22Н13-31, максимальна вага розрахункового вантажу у вагоні ВГ-2, 2 - 3,6 т. Висота підйому - 500 м.

Підйомна установка шх. «Андріївська» ПМ-24 експлуатується з 1942 року, максимальна швидкість підйому - 3,14 м / сек. Оснащена противагою і кліттю ТК-5, максимальний корисний вагу в кліті 1600 т. Висота підйому - 180 м. Здійснює спуск-підйом людей і матеріалів.

Підйомна установка шх. «Бєлкіна-2» 2БМ-3000/1520 експлуатується з 1962 року, максимальна швидкість підйому - 4,46 м / сек. Оснащена Ськіпом V = 2,5 м ³ з максимальним корисним вагою в скіпи 3200 кг і кліттю ТК-5 з максимальним корисним вагою в кліті 1300 кг. Висота підйому - 401 м. Здійснює спуск-підйом людей і матеріалів.

Підйомна установка шх. «Биструшінская» ШПМ2х4х1, 7 експлуатується з 1954 року, максимальна швидкість підйому - 6,3 м / сек. Оснащена противагою і кліттю ТК-5, максимальний корисний вагу в кліті 2720 кг. Висота підйому - 384 м. Здійснює спуск-підйом людей і матеріалів.

Підйомна установка шх. «Биструшінская-Сліпа» 2х3х1, 5 експлуатується з 1977 року, максимальна швидкість підйому - 5,8 м / сек. Оснащена противагою і кліттю 21НВ-31, максимальний корисний вагу в кліті 3660 кг. Висота підйому - 150 м. Здійснює спуск-підйом людей і матеріалів.

6. Технологія закладних робіт

На руднику застосовуються такі види закладки виробленого простору:

• тверднуть на основі в'яжучого портландцементу,

• гідравлічна,

• породна.

В якості інертного заповнювача при твердіє і гідрозакладке

використовуються поточні хвости збагачувальної фабрики в пульпообразном вигляді. Портландцемент доставляється з цементних заводів до центрального складу цементу на проммайданчику РСМ (6 ємностей по 400т) у вагонах-хоперах та зі складу транспортується до закладних комплексів (БЗК) рудника автоцементовозах. Витрата цементу на 1 м ³ закладної суміші в залежності від нормативної міцності штучного масиву варіюється в діапазоні 100 ¸ 200 кг / м ^3.

Існуюча технологічна схема закладного комплексу Ріддер-Сокольного рудника виглядає наступним чином. Поточні хвости відбираються з безнапірного об'єднаного хвостопровода збагачувальної фабрики через патрубки, обладнані шланговими затворами і через останні надходять в зумпф грунтових насосів ГРТ-400-4. Насоси (2 шт) подають хвостову пульпу на дві батареї гідроциклонів ГЦ-500 (по 4 шт на кожний насос). Злив гідроциклонів самопливом повертається в хвостопровод фабрики. Піски гідроциклонів надходять до спеціального зумпф, в який з додаткового патрубка із шланговим затвором подається вихідна хвостова пульпа з хвостопровода. Об'єднана пульпа з зумпфа грунтовим насосом ГРТ-400-4 по трубопроводу діаметром 219 мм перекачується на відстань до 1 км на закладний комплекс рудника. На закладні комплекси пульпа з трубопроводу надходить на батарею гідроциклонів ГЦ-500 (4 шт), де зневоднюється до необхідної щільності. Злив гідроциклонів в зумпф спеціальним насосом ГРТ-400-4 повертається по трубопроводу обратки в хвостопровод збагачувальної фабрики. Піски гідроциклонів самопливом подаються в турбулентний змішувач, де перемішуються з цементом. Доставлений автоцементовозів цемент стисненим повітрям перекачується в два приймальні бункери цементу за 100т і потім подається у видатковий бункер цементу місткістю 20 т. Цемент дозується в процесі приготування суміші дозатором цементу шлюзового типу (СБ-71) з регульованим ел.пріводом. готова закладна суміш після турбулентного змішувача надходить в закладний свердловину і по трубопроводу діаметром 150 мм транспортується до місця закладки. Продуктивність БЗК залежить від якості поточних хвостів збагачувальної фабрики і знаходиться в діапазоні 50 ¸ 60 м ³ / год. Щільність пульпи пісків гідроциклонів складає близько 1800кг / м ^3, щільність вихідної пульпи з хвостопровода становить 1130 ¸ 1180 кг / м ^3. Зміст великих часток (кл +74 мкм) у вихідній пульпі знаходиться на рівні 30%, а в пісках гідроциклонів, направляються в закладку доходить до 70 ¸ 80%, тобто в технології приготування поточних хвостів для закладки відбувається не тільки їх згущення від вмісту твердого від 13% до 70% за масою, а й виділення великої класу матеріалу для використання його в закладці.

У зв'язку з тим, що в закладку переважно використовується велика складова хвостів збагачення і з урахуванням того, що для намиву дамби хвостосховища збагачувальної фабрики також потрібно великий матеріал в значних обсягах, в літній час в період намиву дамби хвостосховища відбір хвостів на закладку доводиться припиняти та зупиняти БЗК на період до 4 місяців.

Для забезпечення можливості роботи БЗК в період намиву дамби хвостосховища був розроблений проект, який передбачає подачу гіпсової пульпи установки нейтралізації сірчаної кислоти в схему відбору та підготовки поточних хвостів на закладний комплекс рудника, а також повернення гіпсової пульпи зі зливом гідроциклонів на установку нейтралізації сірчаної кислоти і далі на шламонакопичувач до Крюківського кар'єр.

Для виконання технологічних даних закладний комплекс рудника обладнаний приладами автоматичного обліку витрат компонентів закладної суміші - дозаторами цементу, густиномірами, витратомірами.

7. Система водовідливу

Загальний водоприток в гірські вироблення родовища складає 2500 ¸ 2800 м ³ / год.

Водовідливної комплекс включає в себе 5 насосних станцій, розташованих на 18, 16, 13, 11 і штольневом горизонтах біля стовбура шх. «Нова».

В даний час в насосній 18 горизонту встановлено 3 насоси ЦНС-180/126, вода з насосної подається в водозбірники 16 горизонту в обсязі 80 ¸ 100 м ³ / год.

У насосній 16 горизонту встановлено 5 насосів ЦН-600/380, вода в обсязі 550 ¸ 600 м ³ / годину перекачується в штольневую насосну на поверхні.

У насосній 13 горизонту встановлено 5 насосів ЦН-900/310, вода в обсязі 650 ¸ 700 м ³ / годину перекачується в штольневую насосну на поверхні.

У насосній 11 горизонту встановлено 5 насосів ЦН-1000/180, вода в обсязі 900 ¸ 1000 м ³ / год, як умовно чиста, перекачується на поверхню.

У штольневой насосної встановлено 3 насоси 1Д1250, вода в обсязі 1150 ¸ 1300 м ³ / годину перекачується на очисні споруди.

Схема загальношахтного водовідливу Ріддер-Сокольного родовища наведена на рис.2.

8. Енергопостачання гірничих робіт

8.1 Постачання стисненим повітрям

Майданчик Ріддер-Сокольного родовища забезпечується стисненим повітрям від компресорної № 1 ЦЗО (Центральна заводська огорожа) та компресорної № 2 Биструшінской майданчика рудника.

У компресорної станції № 1 встановлено п'ять компресорів типу 4ВМ-10/120-9 продуктивністю 124,5 м ³ / хв кожен, два компресори 2ВГ продуктивністю 100 м ³ / хв кожен, два компресори 55В продуктивністю 100 м ³ / хв кожен.

У компресорної станції № 2 Биструшінской майданчики РСР встановлено три компресора 4ВМ-10/120-9 продуктивністю 124,5 м3/хв кожен, два компресори 5Г-100 / 6 продуктивністю 100 м ³ / хв кожен.

У підземний вироблення стиснене повітря подається по трубопроводах, прокладених в стволах:

• шх. «Нова» - один трубопровід діаметром 377 мм,

• шх. «Андріївська» - два трубопроводи діаметром 233 мм до 9-го горизонту, а від 9-го горизонту до 11-го горизонту - один трубопровід діаметром 273 мм,

• шх. «Биструшінская» - один трубопровід діаметром 273 мм.

Магістральна мережа всіх компресорних закільцьована.

Схема повітропостачання рудника Ріддер-Сокольного родовища на наведена рис.3.

Постачання промислової водою. Водопостачання гірничих робіт здійснюється від поверхневих господарсько-питних водопроводів по трубопроводах промислової води Биструшінской греблі, Верхньо-Харіузовского водозабору та насосного водозабору річки биструхе:

• в стовбурі шх. «Андріївська» прокладено трубопровід діаметром 159 мм від промпровода діаметром 325 мм,

• в стовбурі шх. «Нова» прокладено трубопровід діаметром 159 мм від хозпітьевого водопроводу діаметром 530 мм,

• в стовбурі шх. «Биструшінская» прокладено трубопровід діаметром 159 мм від насосного водозабору на річці биструхе, де встановлені три насоси типу А320-50УХЛ4.

На 16 горизонті трубопроводи закільцьовані.

8.2 Постачання теплоенергією

На майданчик ЦЗО теплоенергія подається від Ріддерской ТЕЦ.

8.3 Постачання електроенергії

Харчування майданчики ЦЗО здійснюється по лінії ЛЕП-110 кВ № № 112, 117, 145, 146 і ЛЕП-35кВ № № 40, 41, 37, 39. Головні підстанції ГПП-1, п / ст Таловські, п / ст рафінації, п / ст № 2, п / ст Бєлкіна-2, п / ст Биструшінская знаходяться на балансі комплексу, всі зовнішні мережі обслуговує районна енергетична компанія «ВК РЕК».

Основними поверхневими споживачами електроенергії є:

• шахтний підйом («Скіпові», «Нова», «Андріївська», «Биструшінская», «Бєлкіна-2»),

• вентиляційні установки (вентиляційний шурф, «Бєлкіна-2», шахта № 3, «Вентиляційна»)

• компресорні,

• калориферні,

• об'єкти водопостачання,

• очисні споруди шахтних вод,

• допоміжні служби,

• БЗК.

Основними підземними споживачами електроенергії є:

• насоси головного водовідливу,

• вентилятори (підпірні і місцевого провітрювання),

• дробильні і рудовидочние комплекси шх. «Нова» і «Скіпові»,

• механізми гірських робіт,

• до рухомого транспорт,

• освітлення.

Всі технологічні навантаження щодо забезпечення надійності електропостачання розподіляються по категоріях.

Споживачі 1 категорії: насоси головного водовідливу, вентиляційні установки, об'єкти водопостачання, підйомні установки.

Споживачі 3 категорії: об'єкти допоміжного призначення.

Решта споживачів відносяться до 2 категорії.

9. Виробництво масового вибуху

9.1 Гірничо-геологічна характеристика

Район масового вибуху в блоку 1 розташований у центральній частині Центральної поклади між 2с і 3в лініями ортов, 13 і 14а лініями штреків і між відмітками +500 ¸ 560М.

Район робіт блок 1 складний мікрокварцітамі, серицит-глинистими сланцями, серицит-хлорит-кварцовими породами.

Мікрокварціти сірого кольору масивні плитчаста (Ð = 5 ¸ 15 ^о), стійкі, коефіцієнт міцності за шкалою професора Протодьяконова

f = 12 ¸ 14.

Серицит-глинисті сланці чорного кольору, нестійкі (коефіцієнт f = 5 ¸ 6), поширені у вигляді окремих лінз і прошарків потужністю 2 ¸ 22м.

Серицит-хлорит-кварцові породи сіро-зеленого кольору від середньої стійкості (f = 8 ¸ 10) до нестійких (f = 5 ¸ 6).

У покрівлі блоку 1 перебувають раніше відпрацьовані блоку 3 / 4, 4, 8, у яких воронка вийшла на поверхню.

Гідрогеологічні умови є нормальними, в гірських виробках місцями спостерігається незначний протікання води.

Підриваються обсяги руди і металів наведені у паспорті блоку.

9.2 Система розробки

Проектом передбачається система розробки - підповерхового обвалення. Відбійки запасів руди панелі здійснюється глибокими свердловинними зарядами. Днище панелі прийнято типове: скреперні вироблення, випускні ніші, Дучке, бурові камери. Випуск відбитої руди - донний, самопливний через Дучки в днищі камери. Доставка руди скреперної.

Система передбачає двостадійну відпрацювання запасів. У першу чергу відпрацьовується руда компенсаційних камер, в другу чергу на компенсаційні камери проводиться відбійки запасів тимчасових циклів. При цьому випуск руди здійснюється під обвалення породи.

Середня висота блоку - 55м.

Глибина від поверхні до днища блоку - 363м.

Площа оголення стелини - 1121м ^2.

Рудний масив блоку 1 разбурен верстатами ЛПС-3У. Розбурювання віялове, діаметр свердловин - 130мм, сітка розбурювання 2,9 х 3,0 м. Вибухові свердловини перебувають у задовільному стані і відповідають паспорту розбурювання.

9.3 Схема та порядок підготовки до очисної виїмки

Підготовка блоку 1 Центральної поклади до очисної видобутку проводиться таким чином:

З покрівлі штреку 13 14 горизонту ведуть проходку скреперного орта 2. з скреперного орта 2 проходять вентиляційний штрек для збійки з скреперним ортом 1 панелі 24. Потім з з'єднувального орта панелі 24 Центральної поклади ведуть проходку скреперного орта 1, який збивають з вентиляційним штреком 1.

Після підключення скреперних ортов 1 і 2 до загальношахтної схемою провітрювання приступають до проходки нарізних виробок. Проходять ніші, Дучки і збивають їх буровими камерами. Після проходки бурових камер здійснюють проходку просечек і відрізних повстають. З бурової камери 11 панелі 24 ведуть проходку просічки 5 і відрізного восстающего 5, а також розширюють ходову збійки бурової камери 11 панелі 24 під бурову камеру і тут же проходять бурову камеру 9.

З орта 13 березня горизонту проходять бурову камеру 13, просічки 7, відрізний повстає 8 і бурову камеру 14.

Скреперний штрек 4 панелі 20 розширюють під просічки 6 і проходять бурові камери 12, 16.

З грунту орта березня 1913 горизонту проходять бурову камеру 11 і аналогічно зі штреку 14 13 горизонту проходять бурову камеру 15.

Зі скреперного штреку 14 панелі 17 ведуть проходку бурової камери 10 і поряд з ходовим повстають 3 панелі 24 проходять нішу ходового восстающего і потім здійснюють проходку ходового восстающего до збійки з лебідочними штреком блоку 4. На рівні Z = 545,5 м з ходового восстающего проходять бурову камеру 17.

З вентиляційного восстающего 14 13 горизонту на рівні Z = 541,5 м здійснюють проходку бурової камери 18 і бурової камери 19.

Детальна черговість проходки вказана у графіку організації робіт (таблиця 5).

9.4 Спосіб відбійки і параметри буро-вибухових робіт

Рудний масив блоку 1 Центральної поклади разбурівается верстатами ЛПС-3У. Розбурювання віялове, сітка розташування свердловин 2,9 х3, 0 м діаметр 130мм.

Для визначення лінії найменшого опору вибухових свердловин користуємося формулою:

W = Ö (p d ² 100 g _ВВ K _з) / (4 g ₀ g _p m) (53)

де W - ЛНО (м);

d - діаметр свердловини (см);

g _ВВ - щільність ВР (г / см ^3);

К _з - коефіцієнт, що показує, яка частина загальної довжини свердловини заповнюється ВР;

g _p - об'ємна вага відбиваний руди (т / м ^3);

g ₀ - питома витрата ВР на первинну отбойку (величина, що характеризує енергоємність руйнування даної породи вибухом) (г / т);

m - коефіцієнт зближення свердловин в ряду.

При відомих в практичних умовах показниках величини заряду ВР в 1 п.м. свердловини вищевказана формула набуде більш спрощене вираз:

W = Ö Q / (g ₀ g m) (54)

де Q - кількість ВВ, вміщував на 1 п.м. свердловини (кг / м);

g ₀ - питома витрата ВР на отбойку (кг / т)

g ₀ = (0,800 - g _в) (D f DgDeD d / D b); (55)

g - об'ємна вага відбиваний руди (т / м ^3);

m - коефіцієнт зближення свердловин в ряду.

W = Ö Q D b / ((0,800 - g _в) (D f DgDeD d / D b) g m) (56)

Відбійки руди фортецею f = 16 ¸ 17 виробляється свердловинами діаметром 130 мм, g = 2,8 т / м ^3, кондиційний шматок - 400мм, коефіцієнт зближення свердловин m = 1. Місткість ВВ (ігданіт) у свердловині Q = 15,0 кг / м.

W = Ö 15 / (0,7 _* 2,8 _* 1) = 2,9 м

Таблиця 6 - Схема розташування свердловин

Загальний витрата ВР визначається за формулою:

Q ₁ = L _зар g (57)

де d = 15,0 кг / п.м. - Кількість ВВ, вмещающееся в 1 п.м. свердловини діаметром 130мм;

L _зар - довжина свердловин, що підлягають зарядці.

Q ₁ = 6888 _* 15,0 = 103320 кг

Витрата ВР на 1 тонну руди становить:

Q = Q ₁ / Д (58)

де Д - товарна руда.

Q = 103320/106676 = 0,9 кг / т

Вихід руди з 1 п.м. свердловин:

Q = Д / L (59)

де L - загальна довжина свердловин.

Q = 106676/10039 = 10,6 т / п.м.

9.5 Черговість відбійки руди

Отбойку рудного масиву блоку 1 Центральної поклади роблять у такий спосіб:

У першу чергу роблять відпрацювання рудного масиву компенсаційних камер 1 і 2 наступним чином:

На відрізний повстає 2 підривають свердловини просічки 2. Потім ведуть проходку відрізного восстающего 6 методом вибуху глибоких свердловин і далі підривають свердловини просічки 6 на відрізний повстає 6 розташовані на схід відрізного восстающего. Потім проводять вибух свердловин, пробурених з бурової камери 16. У результаті чого утворюється відрізна щілину.

Аналогічно ведуть одночасний розвиток відрізний щілини просічки 3 та просічки 7.

На відрізний повстає 3 підривають порядно свердловини просічки 3. Потім на відрізний повстає 7 і на відрізний повстає 8 підривають свердловини просічки 7, розташовані на захід від відрізних повстають і свердловини, розташовані під відрізним повстають 8.

Далі підривають два віяла свердловин, розташованих на схід від відрізних повстають і віяла свердловин бурової камери 14. Потім проводять порядний вибух залишилися свердловин просічки 7.

На відрізну щілину просічки 2 і просічки 6 підривають порядно свердловини бурової камери 4, бурової камери 6, бурової камери 12 і свердловини, пробурені з ходка скреперного штреку 5 блока 4.

Тільки після цього ведуть розвиток відрізний щілини просічки 1 і просічки 5 наступним чином:

На відрізний повстає 5 підривають свердловини просічки 5, що знаходяться західніше відрізного восстающего 5, два віяла свердловин, що знаходяться на схід відрізного восстающего 5. Потім проводять порядний вибух залишилися свердловин і просечек 5 і 1.

Потім ведуть відпрацювання руди компенсаційних камер 1 і 2. На отримані відрізні щілини ведуть порядний вибух свердловин пробурених з бурової камери 1, бурової камери 2, бурової камери 11, панелі 24, бурової камери 7, бурової камери 8, свердловин, пробурених з орта 13 Березня горизонту, бурової камери 12, бурової камери 13.

Після вибуху і повного випуску руди компенсаційних камер 1 і 2 приступають до другої черги відпрацювання, тобто відпрацьовують руду тимчасових ціликів шляхом масового вибуху свердловин бурової камери 9, ходової збійки панелі 24, бурової камери 11, панелі 24, бурової камери 1, бурової камери 2, просічки 1, просічки 4, бурової камери 10, бурової камери 11, бурової камери 15, орта 13 березня горизонту, бурової камери 17, бурової камери 18, бурової камери 19, лебідочними штрек скреперних штреків 1, 2, 3 блоки 4.

9.6 Компенсаційна камера

Розрахунок коефіцієнта компенсації:

K = (V _ц + V _кк + V _гв) / V _ц ³ 1,3 (60)

де V _ц - обсяг підривається ціликів

V _Ц1 = 15456 м ³ і V _Ц2 = 6636 м ^3;

V _кк - обсяг компенсаційних камер

V _КК1 = 8023 м ³ та V _КК2 = 9758 м ^3;

V _гв - обсяг гірських виробок в обваленні

V _Ц1 = 186 м ³ і V _Ц2 = 6636 м ^3;

K _р = 1,3 - коефіцієнт розпушення руди.

Для компенсаційної камери 1:

До ₁ = (15456 +8023 +186) / 15456 = 1,5 ³ 1,3

Для компенсаційної камери 2:

До ₂ = (6636 +9758 +170) / 6636 = 2,5 ³ 1,3

Розрахунок допустимої ширини компенсаційної камери проводиться за формулою доктора технічних наук професора Г.М. Малахова:

m = 0,8 Ö (74100 fh _n) / (0,13 t ⁺² +0,24 t +9,4) H ^1,142 (61)

де h _n - товщина стелини h _{n 1} = 13 м і h _{n 2} = 14 м;

f - коефіцієнт міцності порід за шкалою Протодьяконова (f = 12);

t - тривалість оголення стелини (6 місяців);

H - глибина розробки (363 м).

Для компенсаційної камери 1:

m = 0,8 Ö (74100 _* 12 _* 13) / (0,13 _* 6 ² +2,4 _* 6 +9) _* 363 ^1,142 = 17,6 м

Для компенсаційної камери 2:

m = 0,8 Ö (74100 _* 12 _* 1 4) / (0,13 _* 6 ² +2,4 _* 6 +9) _* 363 ^1,142 = 18, 3 м

Проектна ширина компенсаційної камери становить 12 17 м і не перевищує допустимої ширини. Згідно виробленого розрахунку, обвалення стелини компенсаційної камери протягом 6 місяців не відбудеться.

7. Способи і засоби механізації підготовчих, нарізних і очисних робіт

При проходці підготовчих і нарізних виробок для буріння

шпурів застосовуються перфоратори на пневмопідтримкою типу ПП-54В, телескопние ПТ-48.

Для місцевого провітрювання виробок служать вентилятори місцевого провітрювання типу СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.

Збирання підірваної гірничої маси здійснюють за допомогою лебідок типу 55ЛС-2см і 30ЛС-2.

Для підйому матеріалів та обладнання по ходових повстають застосовуються пневмолебедкі типу ШВ-710х0, 35П.

Рудний масив разбурівается верстатами пневмоударного буріння ЛПС-3У. Заряджання шпурів і свердловин проводиться механізованим способом за допомогою пневмозарядчіков ЗП-2, «Ульба-400», «Ульба-400МІ».

Транспортування руди по відкатних виробках здійснюється у вагонах типу ВГ-2, 2 і УВБ-2, 5 електровозами К-14, К-10, EL -5 / 0,4.

Відбита руда самопливом надходить через випускні Дучки в скреперні орти 1, 2 і скреперними лебідками доставляється до скреперної полку, де завантажується у вагони.

7. Схема і розрахунок провітрювання підготовчих, нарізних і очисних робіт

Провітрювання забою в період проходки здійснюється ВМП типу СВМ-6 нагнітальним способом. Повітря в забій подається вентиляційними трубами діаметром 400 мм.

Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання гірничо-підготовчих робіт:

При проходці скреперного орта 2, вентиляційного штреку:

За людям:

Q _заб = kgn (62)

де k - коефіцієнт запасу (1,0);

g - нормативну кількість повітря на 1 особу (0,1);

n - найбільше число людей, що перебувають у вибої (4).

Q _заб = 1,0 _* 0,1 _* 4 = 0,4 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q _заб = Ib ₁ / (n - n _вх) (63)

де I - інтенсивність пиловиділення, прибирання ЛЗ (3 мг / с);

b ₁ - коефіцієнт, що враховує зниження пиловиділення при застосуванні засобів гідрознепилення;

n - ГДК пилу на робочому місці (2 мг / м ^3);

n _вх - запиленість повітря струменя = 0,3 n = 0,6 мг / м ^3.

Q _заб = 3 _* 0,5 / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

При провітрюванні горизонтальних виробок:

Q _заб.1 = 2,25 / t _* ³ Ö (AbV ² K _ОБВ) / K ² _ут.тр (64)

де t - час провітрювання забою (1800 р);

A - маса одночасно підривається ВВ (20 кг);

b - газової даного типу ВВ (90л/кг);

V - обсяг загазованих виробок, м ^3;

До _ОБВ - коефіцієнт обводнення (0,9);

До _ут.тр. - коефіцієнт витоку трубопроводу (1,07).

Q _заб.1 = 2,25 / 1800 _* ³ Ö (28 _* 90 _* 516 ² _* 0,9) / 1,07 ² = 1,01 м ³ / с

V = V _со2 + V _ЛЗ + V _{в р-ні полку} + V _{вент.ш.1} + V _НЛС + V _н.х.д.1 (65)

При провітрюванні вертикальних виробок:

Q _заб.2 = (3,35 K ₁ K ₂₎ / t Ö (ABV) / K ² _ут.тр. (66)

де t - час провітрювання забою (1800 р);

До ₁ - коефіцієнт, що враховує висоту восстающего і спосіб проходки (0,47);

К ₂ - коефіцієнт, що враховує спосіб провітрювання (1,0);

V - обсяг восстающего.

Q _заб.2 = (3,35 _* 0,47 _* 1) / 1800 Ö (24 _* 90 _* 12) / 1,04 ² = 0,13 м ³ / с

V = V _х.д.1 (67)

Q _{заб.общ.} = Q _заб.1 + Q _заб.2 = 1,01 +0,13 = 1,14 м ³ / с (68)

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S (69)

де V _min - мінімальна швидкість руху повітря (0,25 м ³ / с),

S - площа поперечного перерізу виробки (4 м ²⁾

Q _заб = 0,25 _* 4 = 1,0 м ³ / с

Розрахункова продуктивність ВМП:

Q _в = К _ут.тр. Q _{заб. Max} (70)

де Q _{заб. max} - найбільше значення кількості повітря,

До _ут.тр. - коефіцієнт витоку повітря через трубопровід на всю його довжину (1,07).

Q _в = 1,07 _* 1,14 = 1,2 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, що подається до ВМП з урахуванням рециркуляції повітря:

Q = 1,43 Q _в = 1,43 _* 1,2 = 1,7 м ³ / с (71)

Вентилятор встановлюється у штреку 13 14 горизонту.

Розрахунок кількості повітря, необхідного для провітрювання нарізних робіт:

При проходці бурової камери 1, просічки 1, відрізного восстающего 1:

За людям:

Q _заб = kgn = 1,5 _* 0,1 _* 4 = 0,6 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (Jb ₁₎ / (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

При провітрюванні горизонтальних виробок:

Q _заб.1 = 2,25 / t _* ³ Ö (AbV ² K _ОБВ) / K ² _ут.тр

Q _заб.1 = 2,25 / 1800 _* ³ Ö (20 _* 90 _* 673 ² _* 0,9) / 1,11 ² = 1,05 м ³ / с

V = V _пр.1 + V _б.к.1 + V _{в.н.с.о.1} (72)

При провітрюванні вертикальних виробок:

Q _заб.2 = (3,35 K ₁ K ₂₎ / t Ö (ABV) / K ² _ут.тр.

Q _заб.2 = (3,35 _* 0,47 _* 1) / 1800 Ö (24 _* 90 _* 246) / 1,07 ² = 0,62 м ³ / с

V = V _хо.д.1 + V _{в.н.с.о.1} (73)

Q _{заб.общ.} = Q _заб.1 + Q _заб.2 = 1,05 +0,62 = 1,67 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,25 _* 9,6 = 2,4 м ³ / с

Розрахункова продуктивність ВМП:

Q _в = К _ут.тр. Q _{заб. Max} = 1,11 _* 2,4 = 2,7 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, що подається до ВМП з урахуванням рециркуляції повітря:

Q = 1,43 Q _в = 1,43 _* 2,7 = 3,9 м ³ / с

Вентилятор встановлюється у штреку 13 14 горизонту.

При проходці бурової камери 13, просічки 7, відрізного восстающего 8 і бурової камери 14: За людям:

Q _заб = kgn = 1,5 _* 0,1 _* 4 = 0,6 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (Jb ₁₎ / (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

При провітрюванні горизонтальних виробок:

Q _заб.1 = 2,25 / t _* ³ Ö (AbV ² K _ОБВ) / K ² _ут.тр

Q _заб.1 = 2,25 / 1800 _* ³ Ö (20 _* 90 _* 209 ² _* 0,9) / 1,04 ² = 0,5 м ³ / с

V = V _б.к.13 + V _б.к.14 + V _пр.7 + V _НЛС + V _ход.2 (74)

При провітрюванні вертикальних виробок:

Q _заб.2 = (3,35 K ₁ K ₂₎ / t Ö (ABV) / K ² _ут.тр.

Q _заб.2 = (3,35 _* 0,47 _* 1) / 1800 Ö (24 _* 90 _* 33) / 1,04 ² = 0,23 м ³ / с

V = V _о.в.8 (75)

Q _{заб.общ.} = Q _заб.1 + Q _заб.2 = 0,5 +0,23 = 0,73 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,25 _* 9,6 = 2,4 м ³ / с

Розрахункова продуктивність ВМП:

Q _в = К _ут.тр. Q _{заб. Max} = 1,04 _* 2,4 = 2,5 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, що подається до ВМП з урахуванням рециркуляції повітря:

Q = 1,43 Q _в = 1,43 _* 2,5 = 3,6 м ³ / с

Вентилятор встановлюється в Орту 13 березня горизонту.

При проходці ходового восстающего, бурової камери 17:

За людям:

Q _заб = kgn = 1,5 _* 0,1 _* 4 = 0,6 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (Jb ₁₎ / (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

При провітрюванні горизонтальних виробок:

Q _заб.1 = 2,25 / t _* ³ Ö (AbV ² K _ОБВ) / K ² _ут.тр

Q _заб.1 = 2,25 / 1800 _* ³ Ö (20 _* 90 _* 285 ² _* 0,9) / 1,07 ² = 0,61 м ³ / с

При провітрюванні вертикальних виробок:

Q _заб.2 = (3,35 K ₁ K ₂₎ / t Ö (ABV) / K ² _ут.тр.

Q _заб.2 = (3,35 _* 0,47 _* 1) / 1800 Ö (24 _* 90 _* 136) / 1,04 ² = 0,5 м ³ / с

Q _{заб.общ.} = Q _заб.1 + Q _заб.2 = 0,61 +0,5 = 1,01 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,25 _* 6,0 = 1,5 м ³ / с

Розрахункова продуктивність ВМП:

Q _в = К _ут.тр. Q _{заб. Max} = 1,07 _* 1,5 = 1,6 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, що подається до ВМП з урахуванням рециркуляції повітря:

Q = 1,43 Q _в = 1,43 _* 1,6 = 2,3 м ³ / с

Вентилятор встановлюється у штреку 13 13 горизонту.

Розрахункова кількість повітря, необхідне для провітрювання виробок при веденні бурових робіт:

За людям:

Q _заб = kgn = 1,5 _* 0,1 _* 4 = 0,6 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (Jb ₁₎ / (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,25 _* 6,0 = 1,5 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, необхідне для провітрювання виробок при веденні бурових робіт:

Q _в = К _рас. Q _{заб. Max} = 1,0 _* 1,5 = 1,5 м ³ / с

При проходці бурової камери 18, бурової камери 19: За людям:

Q _заб = kgn = 1,5 _* 0,1 _* 4 = 0,6 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (Jb ₁₎ / (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / (2-0,6) = 1,07 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

При провітрюванні горизонтальних виробок:

Q _заб.1 = 2,25 / t _* ³ Ö (AbV ² K _ОБВ) / K ² _ут.тр

Q _заб.1 = 2,25 / 1800 _* ³ Ö (20 _* 90 _* 129 ² _* 0,9) / 1,04 ² = 0,4 м ³ / с

V = V _б.к.18 + V _б.к.19 (76)

При провітрюванні вертикальних виробок:

Q _заб.2 = (3,35 K ₁ K ₂₎ / t Ö (ABV) / K ² _ут.тр.

Q _заб.2 = (3,35 _* 0,47 _* 1) / 1800 Ö (24 _* 90 _* 78) / 1,04 ² = 0,4 м ³ / с

V = V _ст (77)

Q _{заб.общ.} = Q _заб.1 + Q _заб.2 = 0,4 +0,4 = 0,8 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,25 _* 6,0 = 1,5 м ³ / с

Розрахункова продуктивність ВМП:

Q _в = К _ут.тр. Q _{заб. Max} = 1,07 _* 1,5 = 1,6 м ³ / с

Розрахункова кількість повітря, що подається до ВМП з урахуванням рециркуляції повітря:

Q = 1,43 Q _в = 1,43 _* 1,6 = 2,3 м ³ / с

Вентилятор встановлюється у штреку 13 13 горизонту.

Розрахунок необхідної кількості повітря для скреперних виробок при веденні очисних робіт:

Для скреперного орта 1:

За людям:

Q _заб = gn = 0,1 _* 4 = 0,4 м ³ / с

За пиловим чинником:

Q = (J В ₁₎ / К _т (n - n _вх)

де В ₁ = 0,5 (скреперної прибирання);

До _т - коефіцієнт корисної дії (0,88).

Q = (J В ₁₎ / К _т (n - n _вх) = (3 _* 0,5) / 0,88 (2-0,6) = 1,22 м ³ / с

За газовиділення при підривних роботах:

Q = 40,3 / t _* Ö (A ₁ + A ₂₎ VK (78)

де t - час провітрювання (20 хв);

V - обсяг скреперної вироблення (234 м ^3);

А ₁ - вага одночасно підривається ВВ накладного заряду (10кг);

А ₂ - кількість ВВ, відповідне газовиділення з відбитої руди;

К - коефіцієнт, що враховує нерівномірність розподілу повітря (1).

А ₂ = (EP _c Wt) / (j _p t ^в J _ВВ) (79)

де Е - коефіцієнт, що враховує більш інтенсивне газовиділення в початковий період випуску (2,7);

Р _з - кількість руди, що випускається з дучек скреперної виробітку за добу (178 т);

W - обсяг порожнеч у відбитій руді (0,3 м ^3);

J _р - щільність руди в відбитому стані (1,89 т / м ^3);

t ^в - час випуску руди протягом доби (1080 хв);

J _ВВ - обсяг газовиділення 1 кг ВВ (0,9 м ³ / кг).

А ₂ = (2,7 _* 178 _* 0,3 _* 20) / (1,89 _* 1080 _* 0,9) = 1,6 кг

Q = 40,3 / 1200 Ö (10 +1,6) _* 234 _* 1 = 1,75 м ³ / с

За мінімально допустимої швидкості руху повітря для виносу пилу згідно ППБ:

Q _заб = V _min S = 0,5 _* 3,5 = 1,75 м ³ / с

Оскільки в роботі одночасно знаходяться 2 скреперні вироблення, розрахунок складе:

Q _в = К _рас Q _{заб. Max} n = 1,02 _* 1,75 _* 2 ​​= 4,2 м ³ / с

де К _рас - коефіцієнт нерівномірності розподілу повітря.

9.9 Стан підземних виробок та поверхневих споруд

Після попередніх вибухів бурові камери 1, 2, 3, 5, 9, 10, 11, 15, 17, 18, 20, скреперний орт 3, просічка 4, штрек 14, ходової повстає і підходи до них знаходяться в задовільному стані. Поверхневі споруди над місцем вибуху відсутні.

Будинки і споруди на промисловому майданчику рудника знаходяться в задовільному стані.

9.10 Оповіщення людей про аварію і зв'язок

Оповіщення людей про аварію здійснюється світловою сигналізацією. Основними засобами зв'язку з районами зарядки блоку 1 є телефони встановлені:

• 13 горизонт, пару штреку 14 з ортом 6;

• 14 горизонт, пару штреку 14 з ортом 6.

9.11 Запасні виходи

15 горизонт - стовбур шахти «Биструшінская», стовбур шахти «Нова», запасний хід повстає 0 / 8 на 12 горизонт, запасний хід повстає 3 / 1 на 14 горизонт.

14 горизонт - стовбур шахти «Биструшінская», запасний хід через 3 ЮЗЗ на Ріддер-Сокольную майданчик до стовбура шахти «Нова» 14 горизонту, запасний хід повстає 12с/3с на 15 горизонт.

9.12 Провітрювання районів вибуху

13 горизонт:

Надходить струмінь повітря - стовбур шахти «Биструшінская», квершлаг шахти «Биструшінская», штрек 11, орт 6, штрек 13, орт 4, штрек 15. Вихідна струмінь повітря - орт 3, штрек 12, орт 1, вентиляційний орт 1в, вентиляційна вироблення , вентиляційний штрек 14в/16в на 12 горизонт і далі до вентилятора GVIH -40 шахти «Вентиляційна» і вентилятору ВУПД-2, 8 шахти № 3.

14 горизонт:

Надходить струмінь повітря - стовбур шахти «Биструшінская», приствольних двір 14 горизонту, квершлаг шахти «Биструшінская», орт 11 південь, штрек 17, орт 8 південь, штрек 14 березня ЮЗЗ, орт 4, штрек 13, скреперні орта 1, 2 панелі 25 . Вихідна струмінь повітря - складальний вентиляційний орт 2 панелі 24, 25, 26, вентиляційний штрек 15, орт 0, штрек 21 на збірний канал шахти № 3 і далі до вентилятора ВУПД-2, 8 шахти № 3.

9.13 Заходи щодо забезпечення безпеки

При доставці і охорони ВВ. Доставка ВВ з базисного складу на розвантажувальний майданчик копальні проводиться у спеціально обладнаних машинах у супроводі озброєного стрілка.

Далі ВВ розвантажуються в спеціальні вагони, закриваються негорючими покривалами і в супроводі підривників транспортуються електровозом на приймальний майданчик стовбура шахти «Биструшінская». По стовбуру шахти «Биструшінская» ВВ спускаються в навколостовбурні двори 13 і 14 горизонтів. Доставка ВР у шахті здійснюється за наступними маршрутами:

Маршрут № 1 - приствольних двір 13 горизонту, квершлаг шахти «Биструшінская», штрек 11, орт 6, штрек 13, орт 4, штрек 15.

Маршрут № 2 - приствольних двір 14 горизонту, квершлаг шахти «Биструшінская», орт 11 південь, штрек 17, орт 8 південь, штрек 14, орт 4, штрек 13.

Охорона ВР - цілодобова спеціально проінструктований робітниками (постовими) згідно з «розпорядком проведення масового вибуху».

До початку доставки ВВ транспортні засоби та гірські вироблення наводяться в безпечний стан.

При зберіганні ВВ. Після доставки по гірських виробленнях ВВ складуються на спеціально обладнані стелажі розташовані:

• 13 горизонт, штрек 15 на сполученні з ортом 3;

• 14 горизонт, штрек 13 на сполученні з ортом 3;

• 14 горизонт, штрек 13 на 3 лінії ортов.

При заряджанні свердловин. До початку зарядки свердловин:

• провести перевірку зарядних машин (Ульба-400МІ) зі складанням акту;

• відключити контактну мережу в районі робіт зарядних машин і встановити закоротки в місцях визначених «розпорядком проведення масового вибуху»;

• зарядні машини ізолювати від рейкових шляхів і заземлити на відстані не більше 25м від Зарядник;

• зарядний трубопровід в місцях з'єднання заземлити;

• місце встановлення зарядних машин забезпечити засобами пожежогасіння (4 вогнегасника і шланг, приєднаний до водяної магістралі);

• персонал, зайнятий на зарядці свердловин забезпечити ізолюючими саморятівниками;

• виміряти величини блукаючих струмів у виробках, певних «розпорядком проведення масового вибуху».

Під час зарядки свердловин:

• забороняється ремонтувати Зарядник на місці заряджання і в близи місць складування ВР;

• зарядний трубопровід обладнати спеціальною насадкою для формування заряду і зменшення просипу ВР;

• для уловлювання просипу ВВ використовувати спеціальні намети.

Після закінчення зарядки свердловин:

• ретельно очистити від залишків ВВ зарядний обладнання;

• зібрану розсипанню ВВ знищити згідно з «розпорядку проведення масового вибуху».

При установці бойовиків і монтажі ЕВС. Перенесення патронів-бойовиків виробляти масою не більше 10кг. Провести повне відключення електроенергії в районі монтажу. Монтаж мережі виробляти від свердловин до джерела струму.

При експлуатації вантажопідіймальних механізмів. Не потрібні.

При експлуатації вентиляційних установок. Провести огляд вентиляторів провітрювання GVIH -40 шахти «Вентиляційні» і ВУПД-2, 8 шахти № 3.

При експлуатації вентиляційних споруд і пристроїв. Провести огляд вентиляційних каналів блоку 1, вентиляційних перемичок на вентиляційних каналах по 12, 13 і 14 горизонтів Центральної поклади.

9.14 Заходи щодо локалізації ударної повітряної хвилі

По 13 горизонту:

• встановити органну кріплення не менше ніж в 3 ряди по штреку 15 у орта 4;

• встановити органну кріплення не менше ніж в 3 ряди по штреку 15 у орта 4.

По 14 горизонту:

• встановити органну кріплення не менше ніж в 3 ряди по скреперним ортам 1, 2 панелі 25.

9.15 Заходи по огорожі зони можливих обвалів на поверхні

На момент вибуху виставляють пости:

Пост № 1 - гора «Сокольная» на відрогу.

Пост № 2 - гора «Сокольная» біля проходу на шахту № 3.

Пост № 3 - гора «Сокольная» в районі шахти «Вентиляційна № 2».

16. Заходи щодо забезпечення провітрювання району масового вибуху

Закрити протипожежні двері в приствольних дворах шахти «Биструшінская» на 10, 11, 12, 13 і 16 горизонтах.

Закрити протипожежні двері в приствольних дворах шахти «Нова» на 9, 10, 11, 13, 15 і 16 горизонтах.

Відкрити вікно у вентиляційній перемичці в Орту 0 Центральної поклади 14 горизонту.

Зупинити підземні вентилятори ВОД-21 на 14 і 16 горизонтах.

9.17 Заходи щодо оточенню небезпечної зони в шахті

Пости оточення небезпечної зони при зарядці свердловин, установці бойової та монтажі ЕВС розраховані за УВВ (див. технічний розрахунок) і виставляються відповідно до «розпорядку проведення масового вибуху».

На момент вибуху пости виставляються:

Пост № 1 - біля стовбура шахти «Биструшінская».

Пост № 2 - біля стовбура шахти «Андріївська».

Пост № 3 - біля стовбура шахти «Нова».

Пост № 4 - біля стовбура шахти «Бєлкіна-2».

Пост № 5 - штольню шахти № 3 закрити на замок.

9.18 Заходи перевірки виробок, вентиляційних установок, споруд і перемичок, і відбір проб рудникового повітря

По 13 горизонту - приствольних двір шахти «Биструшінская»; квершлаг шахти «Биструшінская», штрек 11, орт 6; штрек 12, 13, орт 1, 3, 4, орта 13, 14, штрек 15, квершлаг шахти № 3, склад ВМ .

По 14 горизонту - приствольних двір шахти «Биструшінская»; орт 11 південь; штрек 17, 19, орт 8 південь, штрек 14, орт 4, штрек 13 Центральної поклади, скреперні орта 1, 2 панелі 25, орт 0, штрек 14, ходової повстає панелі 24; скреперні орта 1, 2 панелі 25; запасний хід 3; орта 4 південь, 5 південь, 7 південь, 8 північ, штреку 10, 12.

9.19 Порядок допуску людей в шахту після масового вибуху

На ділянку вибуху робітники допускаються тільки після відновлення на ньому нормальної рудничної атмосфери, приведення виробок у безпечний стан і перевірки їх підрозділами ВГРЧ, але не раніше ніж через 9,7 години після виробництва масового вибуху.

Допуск людей у ​​шахту проводиться тільки після перевірки стану виробок підрозділами ВГРЧ, відновлення у всіх виробках шахти нормальної рудничної атмосфери, але не раніше ніж через 9,7 години після виробництва масового вибуху.

9.20 Розрахункові показники масового вибуху

Розрахунковий питома витрата ВР, кг / т - 1,07

у кількості, шт - 667

глибиною, м - 3 ¸ 25

Розрахунковий коефіцієнт компенсації - 1,45; 2,23

Кількість заряджаються бурових камер, шт - 16

Вага одного заряду, найбільшою черги, кг - 7278 (100мс)

Вихід руди з 1 метра свердловини, т - 7,98

Тип ВР і спосіб заряджання - ігданіт, амоніт 6ЖВ; механізований «Ульба-400МІ», ручний при установці бойовиків.

Конструкція заряду ВР і бойовиків наведені на рис.5

Спосіб і схеми підривання - електричний за допомогою СІНВ-Ш та електродетонаторів ЕД-3-Н (1Н-20мс); підривання проводиться в 20 ступенів уповільнення; схема послідовно-паралельна (додається).

Використовуваний джерело струму - змінний, U = 380В, з підстанції орта 6в 13 горизонту.

У таблиці 7 наведені дані для розрахунку свердловинних зарядів, кількості зарядів ВР для масового вибуху.

9.21 Розрахунок електропідривної мережі при виробництві масового вибуху

Для ініціювання зарядів ВР застосовуються пристрої ініціюють з уповільненням СІНВ-Ш та електродетонатори ЕД-3-Н (1Н-20мс).

Таблиця 8 - Вихідні дані для розрахунку ЕВС