Проект массового взрыва при отработке залежи "Центральная" Риддер-Сокольного рудника

Аннотация

	

	Дипломный проект на тему «Проект массового взрыва при отработке залежи «Центральная» Риддер-Сокольного рудника» имеет важное значение для работы Риддер-Сокольного рудника.

	В диплом проекте освещены основные аспекты работы рудника: вскрытие месторождения, проветривание горных выработок, добычи и транспортировки горной массы, технология закладочных работ, система водоотлива, энергоснабжение горных работ. Полностью отображено проведение массового взрыва, приведены конкретные меры безопасности при его производстве.

	В разделе «Безопасность и экологичность проекта. Требование безопасности» дипломного проекта перечислены основные требования по охране труда, представляющие собой систему действующую, на основании соответствующих законодательств и иных нормативных актов, систему социально-экономических, технических, гигиенических и лечебно-профилактических мероприятий и средств, обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья и работоспособности человека в процессе труда.

	В экономической части дипломного проекта предусмотрен выбор сетки разбуривания, типа ВВ, что имеет весомое значение для снижения себестоимости товарной продукции.

	
Содержание

	

	Введение

	1. Характеристика геологического строения месторождения

	1.1 Риддер-Сокольное месторождение

	1.2 Магматические породы

	1.3 Метаморфизм 

	1.4 Структурно-тектонические особенности

	1.5 Условия локализации руд

	1.6 Генезис месторождения

	2. Вскрытие и подготовка месторождения

	3. Проветривание горных пород

	3.1 Характеристика схемы проветривания

	3.2 Расчет действующих очистных и проходческих забоев

	3.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ

	4. Внутришахтный транспорт

	4.1 Расчет электровозного транспорта

	5. Шахтные подъемные установки

	5.1 Процесс подъема руды и породы

	5.2 Технические характеристики подъемных установок

	6. Технология закладочных работ

	7. Система водоотлива

	8. Энергоснабжение горных работ

	8.1 Снабжение сжатым воздухом

	8.2 Снабжение теплоэнергией

	8.3 Снабжение электроэнергией

	9. Производство массового взрыва

	9.1 Горно-геологическая характеристика

	9.2 Система разработки

	9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке

	9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

	9.5 Очередность отбойки руды

	9.6 Компенсационная камера

	9.7 Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

	9.8 Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

	9.9 Состояние подземных выработок и поверхностных сооружений

	9.10 Оповещение людей об аварии и связь

	9.11 Запасные выходы

	9.12 Проветривание районов взрыва

	9.13 Мероприятия по обеспечению безопасности

	9.14 Меры по локализации ударной воздушной волны

	9.15 Меры по ограждению зоны возможных обрушений на поверхности

	9.16 Меры по обеспечению проветривания района массового взрыва

	9.17 Меры по оцеплению опасной зоны

	9.18 Порядок проверки выработок, вентиляционных установок, сооружений и перемычек, и отбора проб рудничного воздуха

	9.19 Порядок допуска людей в шахту после производства массового взрыва

	9.20 Расчетные показатели массового взрыва

	9.21 Расчет электровзрывной сети при производстве массового взрыва

	9.22 Расчет сейсмически опасной зоны массового взрыва

	9.23 Расчет по определению границ опасной зоны при подготовке массового взрыва

	9.24 Проветривание районов взрыва

	9.25 Маршруты движения ВГСЧ и пробоотборщиков

	10. Безопасность и экологичность проекта. Требования безопасности

	10.1 Краткая характеристика месторождения

	10.2 Токсичные вещества, образующиеся при производстве горных работ

	10.3 Вредные факторы и предупреждающие их воздействия мероприятия

	10.4 Общие организационные мероприятия

	10.5 Технические мероприятия

	10.6 Санитарно-гигиенические мероприятия

	10.7 Противопожарные мероприятия

	10.8 План ликвидации аварий

	11. Охрана недр и окружающей среды

	12. Экономика и организация производства

	12.1 Численность работающих и производительность труда

	12.2 Себестоимость товарной продукции

	12.3 Прибыль и рентабельность производства

	12.4 Технико-экономические показатели

	12.5 Экономический эффект

	Заключение 

	Список литературы

	
Введение

	

	Месторождения Лениногорского района были открыты по следам «чудских» разработок в период наибольшего расцвета Кабинетского горнозаводского дела на Алтае: в 1784 году – Риддерское, в 1811 году – Крюковское, в 1817 году – Филипповское, в 1820 году – Сокольное. В эти же годы были открыты, опробованы и иногда эксплуатировались другие мелкие рудопроявления, называемые тогда «приисками». Добывались окисленные свинцово-серебряные и медные руды, велась промывка золота.

	С 1900 года право на разведку и эксплуатацию передано австрийской концессии «Туры-Таксиса», а с 1914 года – английской фирме Л.Уркварта. С 1918 года концессия прекратила существование, рудники были затоплены. С 1925 года началось восстановление и планомерное освоение Риддерских месторождений, а с 1930 года интенсивное развитие Сокольного Месторождения.

	Под названием «Риддер-Сокольное месторождение» в 1964 году были объединены все территориально-смыкающие залежи Риддерского, Сокольного и Филипповского месторождений, а также несколько обособленное Крюковское месторождение.

	В 1914 году Риддерский рудник, основной рудной базой которого являлась Риддерская залежь, стал называться Лениногорским. 21 декабря 1951 года из Лениногорского рудника выделился Быструшинский, в 1958 году переименованный в рудник им.40-летия ВЛКСМ. В октябре 1952 года из Лениногорского рудника выделилась в самостоятельный цех шахта «Скиповая», которая занималась централизованной подземной транспортировкой и выдачей на гора горной массы со всех рудников РСМ. В июле 1967 года приказом министра цветной металлургии Каз.ССР шахта «Скиповая» была переименована в Риддерский рудник.

	Разработка Риддер-Сокольного месторождения до 1994 года производилась тремя рудниками: Лениногорским, Риддерским, им.40-летия ВЛКСМ, с июля 1994 года – ведется двумя: Риддер-Сокольный, им.40-летия ВЛКСМ, а с мая 2001 года – одним рудником: Алтайским, который в 2002 году переименован в Риддер-Сокольный.

	С 1934 по 1947 годы основной системой разработки на Сокольном месторождении была камерно-столбовая система с породной закладкой камер и отработкой междукамерных целиков системой слоевого обрушения. Интенсивность отработки была чрезвычайно низкой и составляла около 250 т в месяц.

	В 1947 году проводились опытные работы по применению системы подэтажного обрушения для отработки отдельных целиков. Однако, данная система распространения не получила вследствие высокой крепости руды, опасности производимых работ и значительных потерь и разубоживания руды.

	В 1947 – 1948 г.г. были начаты экспериментальные работы по применению системы этажного принудительного обрушения. В процессе внедрения и освоения системы, совершенствования ее конструктивных элементов, были отработаны оптимальные параметры буровзрывных работ, достигнута высокая организационная система проведения массовых взрывов. Силами специалистов комбината были созданы новые буровые станки для бурения взрывных скважин в крепких породах. Это позволило расширить область применения системы разработки и значительно улучшить технико-экономические показатели. Применение системы принудительного блокового обрушения позволило к 1960 году в сравнении с 1947 годом увеличить уровень добычи руды в 4,3 раза, снизить ее себестоимость в 2 раза, повысить производительность труда рабочего по руднику в 4,5 раза, улучшить условия труда, сократить расход леса и других материалов.

	К 1964 году верхняя часть Сокольного месторождения, представляющая наиболее мощную обогащенную часть минерализованных микрокварцитов, была отработана. Дальнейшая отработка рудных тел неправильной формы из-за уменьшения активной высоты блоков, привела к увеличению удельных затрат на подготовительно-нарезных работах, конструктивных потерь руды в массиве. Это потребовало коренного изменения конструкций днищ блоков, методов выпуска и доставки руды.

	Одним из перспективных направлений в этом плане явилось внедрение с 1958 года системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды, позволяющей совместить горизонт доставки и выпуска, значительно упростить конструкцию системы, ликвидировать подсечку, дучки, воронки. Применение данной системы позволило осуществить технологию с комплексной механизацией и автоматизацией добычных работ с применением специальных передвижных виброустройств. Такой тип виброустановки был создан горно-экспериментальным отделом комбината в конце 1963 года.

	В 1957 году на Лениногорском руднике впервые прошла испытания система разработки с доставкой руды силой взрыва. После отработки этой системой в 1959 – 1961 г.г. ряда панелей, она стала штатной на всех рудниках Риддер-Сокольного месторождения. 

	С учетом существующих горно-геологических, горно-технических условий отработки в плановых направлениях развития горных работ на 2010 год удельный вес основных видов применяемых систем разработки в целом по Риддер-Сокольному месторождению составляет: этажное принудительное обрушение – 16,7%, подэтажное обрушение – 50,2%, с закладкой выработанного пространства – 33,1%. Горными работами задействовано 8 залежей (Центральная, Победа, Перспективная, Белкина, Риддерская, II и III Юго-Западная, Быструшинская) и 11 эксплуатационных горизонтов (с 8 по 18).

	
1. Характеристика геологического строения месторождения

	

	1.1 Риддер-Сокольное месторождение

	

	Риддер-Сокольное месторождение расположено в северной половине средней части Лениногорского грабена.

	В основании разреза толщи пород залегают метаморфизованные породы ордовика (0), перекрытые осадочными породами нижнего и среднего девона.

	Нижнедевонская толща (D1) средней мощности 50-80м представлена алевролитами, алевропесчаниками, грубозернистыми песчаниками и гравелитами. В основании песчано-сланцевой толщи наблюдаются линзы конгломератов и гравелитов мощностью 10-50см, содержащих обломки метаморфических сланцев и кварца розового цвета угловатой формы.

	В отложениях среднего девона (D2) выделяется четыре свиты: Лениногорская, Крюковская, Ильинская, Сокольная.

	Лениногорская свита (D 2е2ln) четко делится на две части: нижнюю - мощностью от 60 до 250м, состоящую из лав и лавобрекчий кварцевых фельзитпорфиров и сопровождающих их туфолав, туфов липаритового состава; верхнюю - сложенную агломератовыми туффитами (вулканомиктовыми гравелитами) с прослоями алевропелитов. Мощность туффитов 50-300м.

	Контакт с налегающей крюковской свитой не четкий: постепенно убывает количество обломков и кремнистый цемент туфов зеленовато-серой окраски переходит в темно-серые алевропелиты или в серые и светло-серые серицитизированные микрокварциты.

	Крюковская свита (D2е2kr) отличается большим разнообразием слагающих пород, сложными фациальными переходами между ними, значительной изменчивостью по мощности. В направлении с запада на восток мощность убывает от 400м в западной и северо-западной частях, до 200-300м - в центральной. В восточной части месторождения мощность осадочных пород свиты составляет 50-100м. На участке Заводской залежи породы крюковской свиты не выделяются.

	Породы свиты представлены известковистыми, глинистыми, кремнистыми, углисто-кремнистыми, углисто-глинистыми алевропелитами с прослоями песчаников. Выделяется верхний алевропелитовый горизонт (сланцы висячего блока), светло-серого цвета мощностью 0-50м. Ниже залегают кремнистые алевропелиты и микрокварциты - породы вмещающие оруденение. Микрокварциты резко меняют мощность по падению и простиранию, где на коротком расстоянии замещаются алевропелитовыми разностями. Наибольшая мощность микрокварцитов (до 350м) в центральной и южной частях месторождения. В этих местах располагаются купольные структуры сложенные барит-кварцевыми породами с богатым оруденением.

	В породах крюковской свиты согласно залегают игнимбриоподобные кварцевые альбитофиры (серицит-хлорит-кварцевые породы.)

	Ильинская свита (D2еfil) сложена пестро-окрашенными (зеленоватого, красноватого, серо-зеленоватого цветов) осадочными породами. В нижней части свиты характерно переслаивание тонких слоев светлых кремнистых и темных глинистых алевропелитов и алевролитов, зеленых мелкозернистых песчаников, глинистых алевропесчаников. В средней части свиты распространены гематитизированные алевролиты характерной вишневой окраски, образующие небольшие (первые метры) прослои, встречаются органогенные известняки. весьма характерно присутствие в составе свиты (в средней или нижней части) своеобразных среднеобломочных туфов смешанного состава. Обломки представлены фельзитами и порфиритами, другими породами и кварцем. Мощность туффитов от 2-3 м до 30-40 м.

	В верхней части свиты наблюдается переслаивание нормальных осадочных пород; алевропелитов и алевролитов, зеленых вулканомиктовых песчаников и гравелитов. Общая мощность свиты меняется в пределах 30-100 м. Наибольшая - на флангах месторождения за счет увеличения мощности залежей порфиритов; наименьшая - в центральном, наиболее приподнятом блоке.

	Сокольная свита (D2еfsk) на месторождении завершает девонские отложения. Сложена она известковистыми алевропелитами, аргиллитами с небольшими прослоями и линзами кварц-полевошпатовых песчаников. В нижней половине свиты располагается субвулканическая залежь кварцевых альбитофиров.

	

	1.2 Магматические породы

	

	На месторождении выделены следующие породы, связанные с магматической деятельностью: кварцевые альбитофиры; альбитофиры, порфириты плагиоклазовые и авгитовые (в основном миндалекаменнные); диабазы (собственно диабазы и диабазовые порфириты), эксплозивные (эруптивные) брекчии.

	Кварцевые альбитофиры распространены на всей площади месторождения в отложениях сокольной и крюковской свиты. Мощность их в сокольной свите 40-160м. Внутреннее строение кварцевых альбитофиров неоднородное. Выделяются разности флюидально-полосчатые, автобрекчированные, массивные туфовидные и другие.

	В Крюковской свите залегают пластообразные тела игнимбритоподобных кварцевых альбитофиров, (серицит-хлорит-кварцевые), подвергшихся сильному гидротермальному метаморфизму, вплоть до полного замещения (перекристаллизации) агрегатами вторичных продуктов. В центральной части месторождения они образуют три пластообразных тела мощностью до 40-45м и ряд более мелких тел. В восточной части месторождения (Крюковская залежь) игнимбритоподобные альбитофиры соединяются в одну мощную толщу (до 200 м), почти полностью вытесняя из разреза осадочные породы.

	Миндалекаменные плагиоклазовые порфириты распространены среди отложений ильинской свиты, образуя небольшой мощности (первые десятки метров) согласные пластовые тела.

	В Крюковской свите они располагаются между Риддерской и Центральной залежами во флексурном перегибе, занимая секущесогласное положение во вмещающих породах, а также выполняя полости сбросов северо-западного направления.

	Диабазы и диабазовые порфириты представлены дайками мощностью 0,2-3,0м и протяженностью до 1-3 км, северо-восточного простирания, крутого (70-900) падения. Дайки являются наиболее молодыми образованиями на месторождении: они пересекают все породы месторождения и рудные тела.

	Эксплозивные (эруптивные) брекчии распространены на всей площади месторождения, но наибольшее распространение имеют в южной его половине. Образуют тела сложной формы, располагаются преимущественно в тектонических зонах и зонах дробления, нередко выполняя те же трещины, что и кварцево-рудные жилы. В составе обломков представлены все породы месторождения, а также обломки гранитов.

	

	Метаморфизм

	

	Наиболее проявлен в породах ордовика, залегающих в основании разреза, где породы подвергнуты перекристаллизации, смятию до гофрировки, серицитизации, хлоритизации и выглядят как серицит-хлорит-кварцевые сланцы. Первичный состав их выявляется с трудом.

	В породах девонской толщи установлен, в основном, гидротермальный метаморфизм: серицитизация, карбонатизация, окварцевание.

	Серицит и доломит присутствуют практически во всех породах: осадочных и вулканогенных. Процесс серицитизации происходил как в дорудную стадию, синхронно с накоплением осадков, так и в рудную.

	Особенно глубоким метаморфизмом охвачены игнимбритоподобные кварцевые альбитофиры (хлорит-серицит-кварцевые породы), где обломки и цемент первичной породы полностью серицитизированы, окремнены. На месторождении наблюдается зональность гидротермального метаморфизма, соответствующая гипогенной зональности отложения руд: верхнему горизонту свинцово-цинковых руд сопутствует серицитизация и окварцевание, а нижнему цинково-медному - хлоритизация.

	

	Структурно-тектонические особенности

	

	На Риддер-Сокольном месторождении выделяются две антиклинальные складки север-северо-западного простирания: Риддер-Сокольная и Крюковская. К северу антиклинали соединяются, а прогиб между ними имеет форму клина. Падение крыльев складок пологое (8-200). Антиклинали выделяются по кровле пород Крюковской свиты.

	Пликативные деформации усиливаются разрывными нарушениями северо-северо-западного направления, которые обуславливают горстантиклинальную структуру: Восточный сброс, сброс шх. Николаевской, сброс скв. 50-53, сброс скв. 153-158, Западный, 1-й, 2-й, 3-й Быструшинские сбросы, Юго-Заводской. Все сбросы четко фиксируются на верхних горизонтах по несогласному залеганию пород (туфов Ильинской свиты, алевропелитов Крюковской). С глубиной четкость их проявления существенно уменьшается вследствие выполаживания и разветвления в однородных породах.

	Сброс скв. 50-53 прослежен на протяжении 3 км и на глубину около 400 м. Располагается он в западном крыле Риддер-Сокольной горст-антиклинали и падение его согласное с падением пород. Угол падения 60-700 на верхних горизонтах с глубиной выхолаживаются до 40-450, простирание 310-3300. Вертикальное смещение по нему примерно 90 м. Сброс выражен в виде одной или нескольких (2-3) трещин или зонами дробления мощностью до 1-2 м. Полости трещин выполнены глинкой трения, местами кальцитом, кварцем белого цвета, часто эти минералы образуют жилу со сложным взаимным прорастанием.

	В северной части месторождения сброс разветвляется. Одна из ветвей разделяет Риддерскую и 2 Риддерскую залежи, а вторая с многочисленными трещинами оперения идет по прослою серицито-кварцевых пород в лежащем боку Риддерской залежи, что обусловило секущее контакты серицито-кварцевых пород с микрокварцитами.

	Сброс шахты Николаевской располагается в восточном крыле Риддер-Сокольной горст-антиклинали. По простиранию он прослежен на 1,5 км, амплитуда смещения 12-40 м; падение на восток 60-650, на глубине выполаживается до 400, простирание в северной части 340-3450.

	Сброс скв. 153-158 установлен по несогласию в залегании пород в разрезе скважин, определивших его название и скважинами 336 и 785. Сброс пересечен на 11 горизонте квершлагом на Северо-Восточную залежь, где он проявляется зоной дробления и рассланцевания кремнистых алевропелитов. Азимут простирания 300-3200, падение на запад 50-550. Амплитуда смещения оценивается до 70 м, но достоверных данных нет.

	Сброс Западный, расположенный в западном крыле 2 Юго-Западной залежи, проявляется несколькими субпараллельными трещинами, две из них выделяются лучше других. Падение их на запад под углом 50-600, простирание 310-3500. По простиранию сброс прослежен до 500 м, по падению 300-3500. К сбросу приурочено широкое развитие эксплозивных (эруптивных) брекчий, особенно в южной части. По характеру проявления и минерального выполнения трещин Западный сброс аналогичен сбросу скв. 50-53.

	1-й Быструшинский сброс вскрыт разведочными выработками на 11,13,14,16 горизонтах и прослежен по простиранию до 200 м, по падению около 150 м. Азимут простирания 3300, падение на северо-восток 45-500. Полость сброса выполнена глинкой трения и обломками пород. Падение его согласное с крылом очень пологой Быструшинской антиклинали. Смещение, установленное по несогласию в залегании пород Ильинской свиты, достигает 25-30 м. На площади Быструшинской залежи вскрыты еще 2-й и 3-й Быструшинские сбросы северо-западного простирания, падение на северо-восток под углом 50-400. Амплитуда смещения ориентировочно определена в 10-15 м.

	Восточный сброс проходит в ядре Крюковской антиклинали. Установлен по неувязке пород в разрезе и отмечен по скважинам пересекшим зону дробления. Простирание сброса северо-западное, падение на северо-восток 60-650.

	Вышеперечисленные сбросы не являются глубинными разломами и если связаны с глубинными структурами, то только косвенным образом, поскольку входят как элементы в структуру блоковых складок.

	На месторождении вскрыты тектонические трещины, выполненные миндалекаменными порфиритами, эксплозивными (эруптивными) брекчиями, жильным материалом с сульфидными минералами: (сбросы; Поперечный, шх. Южной, скв. 107). Эти сбросы дорудного заложения и сложной системой трещин вероятно связаны с глубинными каналами. Выделяются тектонические нарушения субширотного простирания, вмещающие дайки диабазов. На формирование структур месторождения влияния они не оказывали.

	В северной части месторождение ограничивается Северным надвигом. Плоскость сместителя его образует слабо-волнистую поверхность, падающую в северо-западном направлении под углом 25-400. Нарушение выражено зоной милонитизированных и брекчированных пород и глинкой трения мощностью 1-4 м. Сбросы северо-западного простирания делят Риддер-Сокольную горст-антиклиналь на блоки: центральный, западный и восточный.

	В центральном блоке, ограниченным сбросами шх. Николаевской и скв. 50-53, располагаются залежи: Заводская, Риддерская, Глубокая, Центральная, Победа; в восточном - к востоку от сброса шх. Николаевской - залежи: Новая, Северо-восточная, 2-я Северо-восточная, Белкина, Перспективная. В западном блоке - к западу от сброса скв. 50-53 - известны залежи 2-я Риддерская, 1,2,3 Юго-Западные и Быструшинская. В восточном фланге месторождения залегают залежи Крюковская и Дальняя.

	

	Условия локализации руд

	

	Оруденение Риддер-Сокольного месторождения локализуются на четырех стратиграфических уровнях. Первый приурочен к верхней части крюковской свиты, на так называемом "критическом" горизонте, в местах широкого развития микрокварцитов, серицитовых кварцитов. Состав руд преимущественно полиметаллический с высоким содержанием золота и серебра. Ниже по разрезу, на границе Крюковской и Лениногорской свит концентрируется второй уровень оруденения, представленный медными, медно-цинковыми рудами (залежи Центральная, Риддерская, Победа).

	В северной части и в северо-восточном фланге месторождения скважинами вскрыты руды третьего уровня оруденения, располагающиеся в средней части Лениногорской свиты, на контакте толщи вулканомиктовых гравелитов с лавами липаритовых порфиров и туфогенных гравелитов. Здесь по составу преобладает существенно цинковый тип оруденения, выделяются также медные, медно-цинковые, свинцово-цинковые руды.

	Четвертый уровень оруденения располагается в песчано-сланцевой толще нижнего девона и на контакте ее с породами лениногорской свиты и в породах метаморфической толщи. Тип оруденения, в основном, прожилковый, реже вкрапленный, гнездовый. По составу выделяются следующие разновидности: полиметаллические, медно-цинковые, свинцово-цинковые. Форма рудных тел сложная условно пластообразная.

	Все месторождение состоит из комбинации генетически различных типов оруденения в разнотипных структурах, представляющих сочетание согласных и секущих форм. Характер локализации руд указывает на то, что отложение их происходило в закрытых тектонических структурах. Наиболее развиты межпластовые нарушения и отслоения, сетчатые и субпараллельные системы трещин и комбинированные формы. В особый генетический тип выделяются гидротермально-осадочные руды в алевропелитах.

	Межпластовые нарушения и отслоения проявлены на всей площади месторождения на границе микрокварцитов и покрывающих их алевропелитов крюковской свиты, "критический горизонт" по Н.Н. Куреку. В этом горизонте сконцентрирована большая часть руд свинцово-цинкового состава. Широко развиты здесь кварц-баритовые, барит-кварцевые породы, образующие купола и пластовые залежи.

	На площади Риддерской залежи в этом структурном горизонте залегает тело массивных полиметаллических руд, окаймленное доломитовыми серицитолитами. Сетчатые жильные системы развиты в слоистых хрупких микрокварцитах с прослоями серицитизированных разностей. Пространственное положение жил в этой структуре разнообразно: крутопадающие, почти перпендикулярные к слоистости микрокварцитов; согласные с ней и секущие под различными углами и азимутами направлений. Наибольшее развитие эти системы получили под кварц-баритовыми куполами с постепенным переходом от одних к другим.

	Субпараллельные жильные системы тесно связаны с сетчатыми, сменяя их по мере удаления на глубину. На участке Центральной залежи, на горизонте медно-цинкового оруденения, эта жильная система имеет самостоятельное развитие.

	В целом на месторождении все описанные структурные системы взаимосвязаны и комбинация их определяет в целом медузообразную форму крупных рудных тел.

	На месторождении вскрыт и изучен своеобразный генетический и структурный тип оруденения - слоистые руды в алевропелитах крюковской свиты. Располагаются они на участке 2-й Риддерской залежи. Слои полиметаллической руды залегают согласно со слоистостью алевропелитов, переслаиваясь с ними. Мощность рудных слоев от первых метров до сантиметров. Генетически эти руды являются гидротермально-осадочными синхронными с осадконакоплением. Мощность рудоносного горизонта достигает 20 м.

	Описанные рудовмещающих систем выявлены и изучены в горных выработках первого и второго уровня оруденения.

	Оруденение третьего и четвертого горизонта вскрыто скважинами. Рудные тела, содержащие запасы руды и металлов, залегают субсогласно с вмещающими породами в зонах повышенного рассланцевания. Внутреннее строение их сложное, представленное гнездово-штокверковыми зонами, в которых разноориентированные рудные прожилки, гнезда и вкрапленность сгущаются до промышленной концентрации. Поэтому форма рудных тел и структурные типы являются условными.

	

	Генезис месторождения

	

	Взгляды на генезис месторождения изложены в многочисленных работах и сводятся в основном к двум положениям.

	Одна группа исследователей – П.П. Буров, Н.Н. Курек (1939г.), К.Ф. Ермолаев (1957г.) и другие, с небольшими вариантами связывают образование руд месторождения с дериватами Змеиногорского интрузивного комплекса – кварцевыми альбитофирами.

	Вторая группа – Вейц Б.И., Левоник (1945г.), Щерба Г.Н. (1968г.), Покровская И.В., Ковриго О.А. (1970г.), Чепрасов Б.Л. (1972г.) и другие, образование руд увязывает с очагами девонского вулканизма. Этой точки зрения в настоящее время придерживается большинство геологов.

	По имеющимся данным месторождение сформировалось в три этапа, разделенных на ряд стадий.

	Отложение девонских пород в районе началось в результате вулканических извержений центрального и трещинного типов; накапливались лавы, лавобрекчии туфов и туффитов в морских условиях. Каледонское основание, разбитое на отдельные блоки, неравномерно погружалось. Смещение отдельных блоков по субмеридиональным разломам обусловило появление конседиментационных флексурных изгибов, неравномерное накопление осадков, подводные оползни, размыв отложений и т.д. В начале Крюковского времени в центральной части месторождения формируется мощная толща кремнистых пород, к востоку и югу она фационально замещается кислыми эффузивами, на западе – алевропелитами, на севере развивается островное сооружение. Отложение кремнистых осадков завершается формированием двух блоков Центрального и Западного. На северо-западном фланге в понижениях ложа накапливаются темно-серые, богатые органическим веществом алевропелиты и слоистые гидротермально-осадочные руды (2-я Риддерская залежь). Накопление слоистых руд связано с поступлением металлоносных растворов из вулканического очага непосредственно на дно моря в илистые осадки, где вследствии коагуляции образовались обогащенные сульфидами слойки. Отложению сульфидов способствовала щелочная, слабо восстановительная среда морской воды и повышенное количество органики.

	Затухание вулканической деятельности совпадает с последующим погружением участка, что фиксируется широким распространением алевропелитов, которые перекрывают микрокварциты и вулканогенные породы Крюковской подсвиты. Под толщей алевропелитов продолжали циркулировать рудоносные растворы и отлагались руды в полостях отслоения.

	В Ильинское время деятельность вулканов характеризуется продуктами среднего состава, сложившиеся структуры не претерпевают каких-либо изменений. Туфы, туффиты Ильинской подсвиты отлагались в водной среде в спокойной обстановке, о чем свидетельствуют выдержанные слои отложений, вулканогенные отложения ильинского времени перекрываются однородными известковистыми алевропелитами Сокольной свиты, в верхах которой встречаются прослои лавобрекчий, песчаников, что говорит о возобновлении вулканизма, сопровождающегося колебаниями дна моря. 

	К началу живета вулканическая деятельность усиливается, осадки становятся в основном вулканогенными. С живетским вулканизмом связано возникновение тектонических движений. Тектоника носит унаследованный характер, продолжают развиваться конседиментационные структуры, заложенные в эйффеле.

	Возникшие движения по древним тектоническим швам обусловили разрывные деформации, трещины скола и растяжения. Развитие разрывных нарушений вызвали поступление рудоносных растворов.

	В приоткрывшихся трещинах отлагаются медные руды, затем медно-цинковые руды. В жестких структурах трещины проникают в верхние горизонты, что приводит к смешиванию глубинных и богатых кислородом поверхностных вод; это обусловило начало новой баритополиметаллической стадии.

	После формирования медных и баритополиметаллических руд наступил период покоя и перерыв в рудоотложении. Последовавшие новые тектонические импульсы сопровождались внедрением своеобразных эруптивных брекчий. С этими импульсами связано поступление щелочных, богатых калием и магнием гидротерм, которые вызвали растворение и переотложение рудного материала. Образовались богатые фенгитом сульфидно-серицитоввые руды. После сульфидно-серицитовой стадии на месторождении отмечается незначительное переотложение сульфидов в виде редких и мелких прожилков и гнезд в поздних кварцевых жилах и внедрение диабазовых даек.

	Наличие на месторождении седиментных полиметаллических руд позволяет отнести начало их отложения к эйфелю. Завершение процессов рудоотложения, внедрение брекчий условно может быть датировано карбоном, с учетом определения абсолютного возраста (255-265 млн. лет) по серицитолитам, формирование которых завершалось в третьем этапе. Согласно данным по изотопному составу свинца (Шилов и др. 1971г.) из руд и вмещающих пород месторождения можно говорить о тождественности источника для всех этапов. Этим источником может быть глубинный очаг вулканизма, что подтверждается низкими значениями коэффициента вариации изотопных отношений (0,15-0,30).

	Таким образом, основные особенности оруденения Риддер-Сокольного месторождения свидетельствуют о его полигенном и полихромном характере.

	
2. Вскрытие и подготовка месторождения

	

	К Риддер-Сокольному руднику относятся действующие стволы шахт «Новая», «Скиповая-1», «Скиповая-2», «Андреевская», «Белкина-1», «Белкина-2», шахта №3, «Южная», «Быструшинская», «Слепая-Быструшинская», «Вентиляционная», «Соколок», штольня «Риддерская», шурф «Северный».

	Ствол шх. «Новая» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта, служит для спуска-подъема людей, материалов, выдачи медно-цинковой руды и породы, подачи свежего воздуха. На весь срок эксплуатации месторождения остается с теми же функциями.

	Ствол шх. «Скиповая-1» - прямоугольного сечения, пройден до 18 горизонта, служит для выдачи свинцово-цинковых руд. После проведенной в 1999 году реконструкции армировки остается с теми же функциями до начала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении.

	Ствол шх. «Скиповая-2» - круглого сечения, диметр в свету 7,5 м, пройден до 20 горизонта. В связи с остановкой строительства рудовыдачного комплекса из-за отсутствия средств, до начала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении используется как воздухоподающий (44 м3/сек) для проветривания околоствольных выработок шахт «Новая» и «Скиповая-1».

	Ствол шх. «Андреевская» - прямоугольного сечения, пройден до 11 горизонта, служит для спуска-подъема людей, материалов, подачи свежего воздуха (58 м3/сек) на Центральную залежь (8-9-10 горизонты). После отработки запасов верхних горизонтов и передачи функций по подаче свежего воздуха шх. «Белкина-1» погашается.

	Ствол шх. «Белкина-1» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 16 горизонта и служит для подачи свежего воздуха. Для обеспечения подачи необходимого количества свежего воздуха до 250 м3/сек на горные работы необходимо выполнить строительство вентиляторной установки с вентилятором ВЦД-31,5М2 и калориферной, провести реконструкцию здания подъемных машин.

	Ствол шх. «Белкина-2» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, служит для выдачи загрязненного воздуха в количестве 92,4 м3/сек. После реконструкции вентиляторной установки (замена вентилятора ВУПД-2,8 на ВЦД-31,5М2) используется для выдачи загрязненного воздуха взамен шахты №3 и «Вентиляционная».

	Ствол шахты №3 – круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачи загрязненного воздуха. После начала отработки охранного целика погашается.

	Ствол шх. «Южная» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта. В связи с возможным нарушением стволов шахты №3 и шх. «Вентиляционная» при отработке запасов охранного целика шх. «Южная» становится воздуховыдающим стволом. Для этого необходимо строительство здания подъемных машин для бадьевого подъема и здания вентиляторной установки под ГВУ-ВЦД-31,5М2.

	Ствол шх. «Быструшинская» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 16 горизонта. Служит для спуска-подъема людей, материалов, подачи свежего воздуха. После реконструкции надшахтного здания и строительства вентиляторной установки с калориферной становится основным воздухоподающим стволом (до 145 м3/сек) на нижние горизонты Быструшинской, II Юго-Западной, III Юго-Западной залежей и юга Быструшинской залежи.

	Ствол шх. «Слепая-Буструшинская» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден с 15 до 18 горизонта. Оборудован клетьевым подъемом, служит для спуска-подъема людей, материалов на нижние горизонты, выдачи руды и породы на 15 горизонт, подачи свежего воздуха от шх. «Быструшинская» на нижние горизонты.

	Ствол шх. «Вентиляционная» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачи отработанного воздуха. При отработке запасов с охранного целика шахты №3 системами с обрушением погашается в верхней части (выше 10 горизонта). Функции воздуховыдающей передаются на шх. «Южная» и шх. «Белкина-2». 

	Ствол шх. «Соколок» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта. Предназначался по проекту реконструкции для подачи свежего воздуха вентилятором ВОД-30. В связи с отсутствием финансирования строительство остановлено. За сет естественной тяги по стволу в настоящее время подается до 20 м3сек свежего воздуха на нижние горизонты Быструшинской залежи.

	Штольня «Риддерская» - сечение 10,8 м2, пройдена с уровня горизонта штолен на северный склон сопки «Риддерская», является нейтральной, законсервирована.

	Шурф «Северный» - круглого сечения, диаметр в свету 6,0 м, служит для выдачи загрязненного воздуха с горных работ верхних горизонтов в количестве 545 м3/сек, функции сохраняются на весь период отработки залежей Центральная, Риддерская, Заводская. 

	Проектом «Реконструкция рудников Риддер-Сокольного месторождения», в соответствии с которым велось строительство и эксплуатация рудников, предусматривалась максимальная производительность по добыче руды объемом 2850 тыс. т в год. Для выхода на проектную производительность предлагалось выполнить реконструкцию схемы вскрытия месторождения с целью обеспечения горных работ свежим воздухом.

	Проектом предусматривалась дополнительно проходка стволов шахт «Скиповая-2», «Соколок», «Вентиляционная-2», штольни «Риддерская» и установка вентиляторов главного проветривания на стволах шахт «Белкина-1», «Быструшинская», «Скиповая-1», «Соколок», «Вентиляционная-2», штольня «Риддерская» с переводом проветривания со всасывающего на нагнетательно-всасывающий способ.

	Строительство объектов по проекту продолжалось до начала девяностых годов и остановлено в связи с тяжелым финансовым положением предприятия.

	В настоящее время оптимальная производительность рудника Риддер-Сокольного месторождения составляет 2200 тыс. т руды в год. Планируется вывести рудник с 2012г. на 2600 тыс.т руды в год и до 2016г. выйти на 4000тыс.т руды в год.

	Это значительно увеличивает капитальные вложения, но в связи с увеличением цен на металлы в настоящее время, рудник все равно остается рентабельным. 

	
3. Проветривание горных работ

	

	3.1 Характеристика схемы проветривания

	

	На Риддер-Сокольном руднике применяется всасывающий способ проветривания.

	По мере увеличения глубины разработки, расширения воронок обрушения и площадей аэродинамических связей с поверхностью, проветривание горных работ постоянно осложняется.

	В этой ситуации наблюдается, что при полной загрузке и даже перегрузке отдельных воздуховыдающим стволов шахт (например, скорость движения воздуха по стволу шх. «Вентиляционная» достигает 17 м/сек), воздухоподающие стволы недогружены (по шх. «Быструшинская» подается 90100 м3/сек при скорости 4,55,0 м/сек).

	Это объясняется тем, что через зоны обрушения и карьер на подземные горные работы поступает до 150 м3/сек воздуха с поверхности в виде притечек. В зимний период, особенно за счет собственной тяги, в подземные выработки поступает холодный воздух, изменяя направления вентиляционных струй и нарушая общий режим проветривания очистных работ.

	Принимая меры при существующем всасывающем способе проветривания улучшения режимов вентиляции не дают, т.к. на главные вентиляционные установки ложится дополнительная нагрузка по выдаче воздуха, поступающего из обрушений, затрудняя забор отработанного воздуха с горных работ.

	По рекомендации научно-исследовательских институтов и практическому опыту других рудников коренное улучшение проветривания горных работ в этих условиях может быть достигнуто только при переводе рудника на нагнетательно-всасывающий способ проветривания.

	Поэтому, учитывая перспективное развитие горных работ в бортах и под дном Андреевского карьера, на залежах «Победа», «Перспективная», «Белкина» и II-я Юго-Западная с применением систем с обрушением, а также переход основных объемов добычи по рудникам на нижние (1318) горизонты, в ТЭО рассмотрены варианты нагнетательно-всасывающего способа проветривания Риддер-Сокольного месторождения, как наиболее соответствующего конкретным условиям.

		При рассмотрении вариантов схемы и способа проветривания учтены следующие технические условия:

		техническое состояние действующих главных вентиляционных установок на стволах шахт «Белкина-2», №3, «Вентиляционная»;

		необходимость отработки балансовых запасов в охранном целике шх. №3 и шх. «Вентиляционная» с 2012 года, и как следствие этого, демонтаж установленных на этих стволах главных вентиляционных установок до 2012 года;

		предельная возможность подачи свежего воздуха на проветривание горных работ на залежах «Быструшинская», южный фланг Быструшинской залежи, II Юго-Западная, III Юго-Западная на нижние 14-18 горизонты только через шх. «Быструшинская» в объеме 150 м3/сек при скорости воздуха по стволу 7,5 м/сек;

		перемещение основного фронта очистных работ на нижние (14-16-18) горизонты в трудно проветриваемые районы залежей «Победа», «Быструшинская», Южный фланг Быструшинской залежи при существующей схеме вентиляции и всасывающем способе проветривания;

		техническое состояние вентиляторных установок, морально и физически изношенных, требующих безусловной замены.

		В результате технико-экономической оценки вышеперечисленных 

		факторов наиболее приемлемым по капитальным затратам и обеспечению горных работ необходимым объемом воздуха для проветривания является вариант эксплуатации стволов шх. «Быструшинская», шх. «Белкина-1» как воздухоподающих с монтажом на них главных вентиляционных установок и стволов шх. «Белкина-2», шх. «Южная» как воздухоподающих также с монтажом главных вентиляционных установок.

		По этому варианту для обеспечения подачи в горные выработки свежего воздуха в объеме 526,0 м3/сек, обеспечивающего проветривание плановых объемов горных работ – 376,0 м3/сек и подпор притечек с поверхности – 150 м3/сек необходимо до 2011 года:

		на существующих воздухоподающих стволах шахт «Быструшинская», «Белкина-1» установить нагнетательные вентиляторные установки (типа ВЦД-31,5М2) с калорифкрными установками;

		на шх. «Белкина-2» для выдачи большего количества воздуха, по сравнению с нынешним, смонтировать новую вентиляторную установку (типа ВЦД-31,5М2) взамен вентилятора ВУПД-2,8, как технически устаревшего (эксплуатируется более 35 лет). Это позволит довести объем выдачи отработанного воздуха до 160180 м3/сек и создать депрессию до 450500 мм водн.столба;

		на шх. «Южная» выполнить строительство выдающей главной вентиляционной установки для выдачи отработанного воздуха в количестве 160200м3/сек;

		в случае развития горных работ на нижних горизонтах Риддерской, Заводской залежей для отвода загрязненного воздуха использовать штольню «Риддерская» с установкой вентилятора ВОД-21, взамен шурфа «Северный»;

		при отработке запасов охранного целика шахт №3 и «Вентиляционная» исключить указанные стволы из схемы проветривания;

		шх. «Андреевская», по которой осуществляется подача свежего воздуха на верхние горизонты . В настоящее время устанавливается вентилятор главного проветривания ВОД-30М.

		шахты «Соколок», «Скиповая-1», «Скиповая-2» особого значения для схемы проветривания не имеют в связи с их нейтральным расположением. Необходимость использования шх. «Соколок» в подаче больших объемов свежего воздуха (до 180190 м3/сек) может возникнуть при доразведке северного фланга Быструшинской залежи на 1418 горизонтах, хотя возможно проветривание этого района со стороны шх. «Быструшинская». Но это потребует строительства главной вентиляционной установки на шх. «Соколок», взамен шх. Быструшинская».Схема вентиляции рудника Риддер-Сокольного месторождения приведена на рис.1.

	Сводный расчет распределения воздуха по руднику Риддер-Сокольного месторождения на расчетный 2010 год приведен в таблице 1:

	

	Таблица 1 – Сводный расчет распределения воздуха по руднику на 2010 год

	

	Вид работы

	Количество

	забоев

	шт

	Количество

	воздуха

	м3/сек

	Очистная добыча, скреперование

	20,0

	46,0

	Бурение взрывных скважин

	17,

	35,7

	Итого на очистных 

	с учетом К=1,5 (утечки на блоках)

	37,0

	81,7

	123,0

	Горизонтальные забои (ГПР+НР)

	10,3

	21,0

	Вертикальные забои (ГПР+НР)

	15,0

	30,0

	Забои по ГКР

	1,4

	5,5

	Забои по промразведке

	0,7

	2,2

	Забои по эксплоразведке

	2,3

	5,5

	Поддерживаемые выработки

	

	69,3

	Камера спец.назначения

	

	29,7

	Всего

	с учетом К=1,2 (много гориз.)

	с учетом К=1,087 (утечка устья)

	

	286,2

	343,4

	373,3

	Притечки с поверхности

	

	150,0

	Объем подачи воздуха при нагнетательно-всасывающем способе проветривания

	

	523,3

	Удельный расход воздуха на 100т.т добычи

	

	373,3 = 21,3

	1750,0

	Удельный расход воздуха на 100т.т добычи с учетом притечек

	

	523,3 = 29,9

	1750,0

	
Суммарная депрессия по ветвям приведена в таблице 2:

	

	Таблица 2 – Сводная таблица суммарной депрессии по ветвям

	№ схемы

	Наименование участка,

	ветви

	Объем воздуха

	м3/сек

	Суммарная

	депрессия

	Па

	

	

	подача

	выдача

	при К=1,0

	с учетом К=1,2

	1

	шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2 

	146

	161

	7670

	9200

	1а

	шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – вент.восст. 15/28 (вент.восст. 12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2

	146

	161

	7680

	9210

	2

	шх. Быструшинская – 16 гор. – шх. Слепая-Быструшинская – 18 гор. – Быструшинская залежь – вент.восст. 16/23 16 гор. – сб.вент.канал 16 гор. – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 – 14 гор. – вент.восст. 9/24 – 13 гор. (Победа) – шх. Белкина-2

	146

	161

	7570

	9100

	3

	шх. Белкина-1 – 13 гор. – вент.восст. 8/5 (4/5) 13 гор. (14 гор.) – 15 гор. – II ЮЗЗ – штр.12 – 14 гор. Орт 02 на юг 14 гор. – вент.восст. 15/2 (III ЮЗЗ) – 13 гор. – вен.восст. 3с/28 (Победа) – 12 гор. – шх. Южная

	204

	165

	7930

	9515

	3а

	шх. Белкина-1 – тот же маршрут, но через штр. 0 гор. 14 через сборный вент.выработки сечением 5,6 м2 – 14 гор. – шх. Южная

	204

	165

	9020

	10820

	3б

	тот же маршрут, но сечение сборных вент.каналов по 14 гор. увеличено до 7,0м2

	204

	165

	7824

	9390

	4

	шх. Новая – 15 гор. – зал. Победа – 14 гор. – шх. Южная

	106

	165

	1760

	2120

	5

	шх. Соколок – 16 гор. – ЮБФЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 (12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2

	186

	161

	8020

	9630

	5а

	шх. Соколок – 16 гор. – тот же маршрут, но с перераспределением воздуха на 17 и 18 гор. – шх. Белкина-2

	186

	161

	7350

	8820

	5б

	шх. Соколок – 16 гор. – III ЮЗЗ – вент.восст. 3с/28 13 гор. – 12 гор. – шх. Южная

	186

	165

	4885

	5860

	5в

	шх. Соколок – 16 гор. – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 16 гор. – 14 гор. – вент.ход.восст. 9/24 – 13 гор. – шх. Белкина-2

	186

	161

	7150

	8580

	№ схемы

	Наименование участка,

	ветви

	Объем воздуха

	м3/сек

	Суммарная

	депрессия

	Па

	

	

	подача

	выдача

	при К=1,0

	с учетом К=1,2

	5г

	шх. Соколок – 16 гор. СФБЗ – сборный вент.орт. 13 СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – орт 5 14 гор. – орт 02 на юг по 14 гор. – квершлаг шх. Южная 14 гор. – шх. Южная

	186

	165

	6640

	7970

	5д

	Шх. Белкина-1 – 16 гор. – СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – накл.съезд – шх. Южная

	204

	165

	7400

	8880

	6

	Шх. Быструшинская – 15 гор. – шх. Слепая-Быструшинская 16 гор. – 16 гор. – орт 20 – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ 16 гор. – шх. Южная (по квершлагу 14 гор.)

	146

	165

	6014

	7220

	

	Примечание: для обеспечения лучшего проветривания горных работ на 17, 18 горизонты Быструшинской залежи и II Юго-Западной залежи в связи с дальнейшим понижением горных работ и смещением больших объемов добычи на нижние горизонты этих залежей необходимо пройти сбойку орта 13 до вент.восст. 16/18 по 17 горизонту длиной 80м х 8,0 = 640м3. 

	

	3.2 Расчет количества действующих очистных и проходческих забоев (по плану на 2010 год) 

	

	Производим расчет количества действующих и проходческих забоев:

	Система подэтажных штреков (камерная система) с обрушением.

	Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. – 1160

	в т.ч. попутная, т.т. – 148

	очистная, т.т. – 1012

	Горно-подготовительные, п.м. – 3008 

	S=4,625м2 м3 – 13912

	

	в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 2415/11173 

	вертикальные п.м./м3 – 593/2742

	Нарезные работы, п.м. – 8113 

	

	S=4,625м2 м3 – 37525

	

	в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 4497/20800

	вертикальные п.м./м3 – 3616/16725

	

	Расчетное количество выемочных единиц:

	

	N = Q/N = 7 (1)

	

	где Q = 1160 т.т. – годовая добыча руды по руднику данной системой;

	N = 165 т.т – расчетная годовая производительность выемочной единицей по системе.

	N = 1160/165 = 7

	

	Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения

	сменной производительности рудника по очистной добыче:

	

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

	

	где 862 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	80,2 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году. 

	

	Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):

	

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

	

	где 862 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	8,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

	11,9 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году.

	Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:

	

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

	

	где (11173+20800) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);

	4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

	105 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

	

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

	

	где (2742+16725) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

	4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

	45 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Система отработки – камеры с закладкой.

	Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. – 647,5 

	в т.ч. попутная, т.т. – 63,3

	очистная, т.т. – 584,2

	Горно-подготовительные, п.м. – 3905 

	

	S=4,625м2 м3 – 18060

	

	в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 2803/12964 

	вертикальные п.м./м3 – 1102/5096

	Нарезные работы, п.м. – 3177 

	

	S=4,625м2 м3 – 14695

	

	в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 1804/8343

	вертикальные п.м./м3 – 1373/6352

	Расчетное количество выемочных единиц:

	

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

	

	где 647,5 т.т. – годовая добыча по руднику данной системой;

	71,8 т.т. – расчетная годовая производительность выемочной единицы по системе.

	Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника по очистной добыче:

	

	N=584200/(100*3*305)=6,5 (2)

	
где 584,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	100 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году. 

	Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):

	

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

	

	где 584,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	10,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

	12,0 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году.

	Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:

	

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

	

	где (12964+8343) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от(ГПР+НР);

	4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

	105 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

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

	

	где (5096+6352) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

	4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

	45 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Система этажного обрушения.

	Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. –192,5 

	в т.ч. попутная, т.т. – 18,9

	очистная, т.т. – 173,6

	Горно-подготовительные, п.м. – 1087 

	

	S=4,625м2 м3 – 5028

	

	в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 865/4000 

	вертикальные п.м./м3 – 222/1028

	Нарезные работы, п.м. – 1033 

	

	S=4,625м2 м3 – 4780

	

	в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 607/2809

	вертикальные п.м./м3 – 426/1971

	Расчетное количество выемочных единиц:

	

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

	

	где 192,5 т.т. – годовая добыча по руднику данной системой;

	320,8 т.т. – расчетная годовая производительность выемочной единицы по системе.

	Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника по очистной добыче:

	

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

	

	где 173,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	123,4 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году. 

	Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):

	

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

	

	где 173,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

	10,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

	11,9 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

	3 см – количество рабочих смен в сутки;

	305 дн – количество рабочих дней в году.

	Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:

	

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

	

	где (4000+2809) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);

	4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

	105 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

	

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

	

	где (1028+1971) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

	4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

	45 м/мес – нормативная скорость проходки;

	12 мес – количество месяцев в году.

	Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГКР, промразведки и эксплоразведки:

	

	N = V/(SвVnn) (6)

	NГКР=10120/(8,43*70*12)=1,4 

	Nпр.раз-ки=5000/(8,33*70*12)=0,7 

	Nэкс.раз-ки=11900/(4,15*105*12)=2,3 

	

	где V = 10120 м3, 5000 м3, 11900 м3 – годовые объемы ГКР, промразведки и эксплоразведки соответственно;

	

	Sв = 8,43 м2; 8,33 м2; 4,15 м2 – сечение выработок;

	

	Vn = 70м/мес, 105 м/мес – нормативная скорость ГКР, промразведки и эксплоразведки;

	n = 12 – количество месяцев в году.

	
3.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ

	

	Количество воздуха, необходимое для проветривания горных работ рудника.

	Расчет производится по следующим факторам:

	по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в шахте,

	по газам, образующимся при взрывных работах, 

	по минимально допустимым скоростям движения воздуха.

	Формулы, применяемые для расчета количества воздуха:

	По наибольшему числу людей:

	

	Q=N*g (м3/сек) (7)

	

	где N – наибольшее число людей;

	g – норма свежего воздуха на одного человека.

	По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы, системы слоевого обрушения и забой-лава):

	

	Q=(3,4/t)*AbV (м3/сек) (8)

	

	где А – количество одновременно взрываемого ВВ (кг);

	b – газовость применяемого ВВ (л/кг);

	V – проветриваемый объем очистного забоя (м3);

	t – время проветривания (сек).

	По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы): 

	

	Q=(2,32/Kтt)*AbVk (м3/сек) (9)

	

	где Кт – коэффициент турбулентных диффузий;

	Vk – проветриваемый объем очистного забоя (м3).

	По газам, образующимся при взрывных работах (проходка горизонтальных выработок):

	

	Q=(2,25/t)*AКобвDS2L2/Кут (м3/сек) (10)

	

	где S – площадь поперечного сечения выработки (м2);

	L – длина тупиковой части выработки (м);

	Кобв – коэффициент, учитывающий обводненность выработки;

	Кут – коэффициент, учитывающий потери воздуха в трубопроводе.

	По газам, образующимся при взрывных работах (проходка восстающих):

	

	Q=(0,3К1К2/t)*AНbS/КутС (м3/сек) (11)

	

	где К1 – коэффициент, учитывающий высоту восстающего;

	К2 – коэффициент, учитывающий способ проветривания;

	Н – высота восстающего (м);

	С – допустимая концентрация ядовитых газов (%);

	По минимально допустимым скоростям движения воздуха:

	

	Q=vS (м3/сек) (12)

	

	где v – минимально допустимая скорость движения воздуха.

	Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ по плану на 2010 год приведен в таблице 3:

	
4. Внутришахтный транспорт

	

	Риддер-Сокольное месторождение вскрыто 12 вертикальными стволами на глубину 460,8 м (до уровня 18 горизонта), по горизонтали – откаточными квершлагами, ортами (штреками) на основных и промежуточных горизонтах, а так же серией вертикальных и горизонтальных вентиляционных выработок, обеспечивающих проветривание всех эксплуатируемых залежей. Всего отработка ведется на 11 залежах и 11 эксплуатационных горизонтах. Транспортировка руды и породы осуществляется по 3 концентрационным горизонтам (11, 13,16) электровозами К-10, К-14 в вагонах ВГ-4,5 и ВГ-2,2. по промежуточным горизонтам транспортировка руды и породы осуществляется в вагонах УВБ-2,5 и ВГ-2,2.

	В соответствии с годовым планом по добычи руды вывозка руды составляет 1800000т/г.

	Расстояние от пунктов разгрузки до пунктов погрузки при движении в порожняковом направлении:

	

	L1п = Lk+Lп (13)

	L2п = Lk+Lш-Lsn+Lв1+Ls (14)

	L3п = Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Ls (15)

	L4п = Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Lв3+Ls (16)

	

	где Lk=1000м – длина квершлага;

	Ln=600м – расстояние от квершлага до погрузочного пункта №1;

	Lш=750м – длина штрека;

	Lsn=55м – расстояние между полевыми ортами;

	Lв1 – длина первого блока;

	Lв2=Lв3 – длина второго и третьего блоков;

	Ls= 10м – расстояние от полевого орта до рудничной залежи.

	
L1п = 1000+600 = 1600м

	L2п = 1000+750-55+70+10 = 1775м

	L3п = 1000+750-55+70+75+10 = 1850м

	L4п = 1000+750-55+70+75+75+10 = 1925м

	

	Расстояние от пунктов погрузки до пунктов разгрузки при движении в груженом направлении:

	

	L1г = Lk+Lп (17)

	L2г = m+Ls+Lв1+Lш+Lk (18)

	L3г = m+Ls+Lв1+Lв2+Lш+Lk (19)

	L4г = m+Ls+Lв1+Lв2+Lв3+Lш+Lk (20)

	

	где m=35м – мощность рудного тела.

	

	L1г = 1000+600 = 1600м

	L2г = 35+10+70+750+1000 = 1865м

	L3г = 35+10+70+75+750+1000 = 1940м

	L4г = 35+10+70+75+75+750+1000 = 2015м

	

	Расстояние транспортирования при движении в порожняковом направлении:

	

	n n

	Lп = AiLin/Ai (21)

	i=1 i=1

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

	

	Расстояние транспортирования при движении в грузовом направлении:

	
n n

	Lг = AiLiА/Ai (22)

	i=1 i=1

	Lг = (1152*16000+1152*1865+1152*1940+1152*2015)/(4*1152) = 1855м

	

	Средневзвешенная длина откатки:

	

	L = (Lп+Lг)/2 (23)

	L = (1787,5+1855)/2 = 1821м

	

	Исходя из производительности рудника и средневзвешенной длины откатки принимаем вагон ВГ-4,5 с глухим не опрокидным кузовом и контактный электровоз К-14М.

	ВГ-4,5:

	Вместительность – 4,5 м3

	Колея – 755 м

	Длина по буферам – 4100 м

	Ширина – 1350 м

	Высота – 1550 м

	Масса тары – 4,2 т

	К-14М:

	Сцепная масса – 14 т

	Напряжение – 275 В

	Количество двигателей – 2

	Мощность двигателей – 46 кВт 

	Число секций – 1

	
Расчет электровозного транспорта

	

	Фактическая грузоподъемность принятого вагона:

	

	G = VYKн (24)

	

	где Y – насыпная плотность руды.

	

	G = 4,5*2,8*0,95 = 12т

	

	Фактическое сопротивление движению груженого и порожнякового состава:

	

	Wг = 10,5G-1/3 (25)

	Wп = 10,2G0-1/3 (26)

	

	где G0 – масса тары вагона.

	

	Wг = 10,5*12-1/3 = 4,6н/кН

	Wп = 10,2*4,2-1/3 = 6,3н/кН

	

	Масса груженого поезда:

	

	Qг = Pcцnc((1000g/(1000(1+jn)j0+(1,5Wг+i)g)-1) (27)

	

	где nc=1 – число секций электровоза;

	=0,15 – коэффициент сцепления без подсыпки песка;

	jn=0,075 – коэффициент инерции вращающихся масс поезда;

	j0 = 0,04м/с2 – ускорение при начале движения поезда;

	i = 3% – уклон пути.

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

	

	Количество вагонов в составе:

	

	n = Qг/(G+G0) (28)

	n = 109,2/(12+4,2) = 7 вагонов

	

	Уточненная масса груженого состава:

	

	Qг = n(G0+G) (29)

	Qг = 7(4,2+12) = 113т

	

	Уточненная масса порожнего состава:

	

	Qп = nG0 (30)

	Qп = 7*4,2 = 29,4т

	

	Полезная масса поезда:

	

	Q = nG (31)

	Q = 7*12 = 84т

	

	Сила тяги на один двигатель в период установившегося движения груженого и порожнего составов:

	

	Fг = (g/ngnc)(Pcnc+Qг)(Wг-i) (32)

	Fп = (g/ngnc)(Pcnc+Qп)(Wп-i) (33)

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

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

	
Скорость груженого поезда:

	

	Vг = 177N/(Fг+0,807Vr) (34)

	

	где N – мощность двигателя (кВт),

	Vr – скорость движения электровоза при часовом режиме (м/с).

	

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

	

	Скорость порожнего поезда:

	

	Vп = 177N/(Fп+0,807Vr) (35)

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

	

	Тормозная сила электровоза при механических тормозах:

	

	Вт = 1000gPсц (36)

	Вт = 1000*9,8*14*0,15 = 24696Н

	

	Удельная тормозная сила груженого и порожнего поездов:

	

	Втг = Вт/(Рсц+Qг) (37)

	Втп = Вт/(Рсц+Qп) (38)

	Втг = 24696/(14+113) = 193,8Н/т

	Втп = 24696/(14+29,4) = 569Н/т

	

	Тормозное замедление груженого и порожнего поездов;

	

	jтг = (Втг+g(Wг-i)/(1000(1+jn)) (39)

	jтп = (Втп+g(Wп-i)/(1000(1+jn)) (40)

	jтг = (193,8+9,8(4,6-3))/(1000(1+0,075) = 0,19м/с2

	jтп = (569+9,8(6,3-3))/(1000(1+0,075) = 0,6м/с2

	

	Допустимая по торможению скорость груженого и порожнего поездов:

	

	Vтг = jтг(t02+(2Lт/jтг)-t0) (41)

	Vтп = jтп(t02+(2Lт/jтп)-t0) (42)

	

	где t0 = 3 – предтормозное время,

	Lт = 40м – тормозной путь по ЕПБ.

	

	Vтг = 0,19(32+(2*40/0,12)-3) = 2,8 м/с

	Vтг = 0,6(32+(2*40/0,38)-3) = 4,5 м/с

	

	Из полученных значений скорости по силе тяги и торможению принимается наименьшее:

	

	V`г = Vтг = 2,8 м/с

	V`п = Vтп = 4,5 м/с

	

	Продолжительность рейса при L>1000м.

	Средняя ходовая скорость груженого и порожнего поездов:

	

	Vхг = 0,75V`г (43)

	Vхп = 0,75V`п (44)

	Vхг = 0,75*2,8 = 2,1 м/с

	Vхп = 0,75*4,5 = 3,4 м/с

	

	Продолжительность движения груженого и порожнего поездов:

	
Тг = L/60Vхг (45)

	Тп = L/60Vхп (46)

	Тг = 1821/60*2,1 = 14,5 мин

	Тп = 1821/60*3,4 = 8,9 мин

	

	Продолжительность движения в течении рейса:

	

	Тдв = Тг+Тп (47)

	Тдв = 14,5+8,9 = 23,4 мин

	

	Время погрузки состава:

	

	tп = t`пn (48)

	

	где t`п – время погрузки одного вагона, t`п = 2мин (ВГ-4,5). 

	t`п = 2*7 = 14 мин

	Время разгрузки состава:

	

	tр = t`рn/Z (49)

	

	где t`р – время разгрузки,

	Z – число одновременно разгружаемых вагонов.

	Для разгрузки принимается опрокидыватель.

	

	tр = 0,83*7/2 = 2,9 мин

	

	Полная продолжительность рейса:

	

	Тр = Тдв+tп+tр+ (50)

	
где  = 13мин – продолжительность маневра за 1 рейс.

	

	Тр = 2,34+14+2,9+13 = 55,3 мин

	

	Проверка двигателей на нагревание при движении груженого и порожнего поездов:

	

	Аэ = (JpQL)/K (51)

	Аэ = (6*84*1,821)/1,25 = 734,2 т км/смену

	

	Расчетная сменная производительность электровоза:

	

	А`э = (1,2*1640*1,821)/6 = 597,3 т км/смену

	

	Расчетный коэффициент использования электровоза за смену:

	

	Кисп = 32/6*6 = 0,9

	

	Инвентарное количество вагонов для перевозки руды и породы:

	

	Nв = Квn(Nэ+Кд) (52)

	Nв = 1,25*7(6+0,0) = 53

	

	Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателях. На руднике преимущественно применяются круговые (роторные) вагоноопрокидыватели.

	Каждый круговой вагоноопрокидыватель состоит из металлической клети механизма вращения, механизма для зацепления вагона и устройства для перекатывания вагона по платформе.

	Привод механизма вращения в вагоноопрокидывателях фрикционный.

	Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателе осуществляется с помощью пульта управления, находящегося в камере и дистанционного управления с подвижного состава.

	Длина участка с дистанционным управлением рассчитана на двойную длину состава (груженого и порожнего).

	Разгрузка вагонов осуществляется в строгом соответствии с «Инструкцией для машинистов электровоза по безопасным методам работы на вагоноопрокидывателях с дистанционным управлением» №58/02.

	Разгрузка вагонов с обводненной горной массой производится по специальной организации работ, составленной и утвержденной в установленном порядке.

	На 13 16 горизонтах установлены вагоноопрокидыватели типа ОК-1-4 для вагонов емкостью 4,5 м3, на 11 горизонте – ОК-2,2 для вагонов емкостью 2,2 м3.

	На промежуточных горизонтах разгрузка вагонов УВБ-2,5 с боковым откидным бортом осуществляется разгрузочными устройствами с боковым захватом колес и цилиндротолкателем. На разгрузочных устройствах так же применяется и дистанционное управление с подвижного состава.

	
5. Шахтные подъемные установки

	

	5.1 Процесс подъема руды и породы

	

	Подъем руды и породы, а так же разгрузку ее в бункер «сырой руды» на Риддер-Сокольном руднике обеспечивает участок внутришахтного вертикального транспорта (№10) по стволам шахт «Новая» и «Скиповая». Процесс выдачи руды на поверхность в бункер «сырой руды» включает в себя следующие этапы:

	погрузка руды (породы) в скипы,

	подъем руды (породы) на поверхность,

	загрузка скипов в приемный бункер «сырой руды»

	Погрузку руды (породы) в скипы выполняют дозаторщики скиповых подъемов в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране туда для машинистов подъемных установок».

	Подъем руды (породы) на поверхность выполняет дежурный машинист подъемной установки шх. «Скиповая» (шх. «Новая») в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране труда для машинистов подъемных установок».

	Разгрузку скипов в приемный бункер «сырой руды» выполняет дежурный машинист подъемной установки совместно с дозаторщиком в соответствии с рабочими инструкциями.

	Шахтные подъемные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых. Подъемные установки предназначены для транспортирования по шахтному стволу руды и породы, материалов, оборудования, а также для спуска и подъема людей, осмотра и ремонта шахтного ствола.

	Основными требованиями, предъявляемыми к подъемным установкам, являются обеспечение требуемой производительности, безопасность и экономичность работы.

	В комплекс подъемной установки входят следующие элементы:

		подъемная машина, состоящая из органов навивки подъемных канатов (барабанов), редуктора, приводного электродвигателя, аппаратуры управления и защиты;

		надшахтный копер, на котором установлены копровые шкивы и устройства разгрузки подъемных сосудов;

		подъемные канаты, на которых подвешены подъемные сосуды;

		подъемные сосуды – клети или скипы, в которых транспортируются грузы;

		загрузочные и разгрузочные устройства.

		Перед пуском в работу подъемная машина должна быть проверена. Проверке подлежат:

		состояние загрузочных устройств;

		состояние шахтного ствола, его армировки, крепи, проводников;

		состояние скипов;

		состояние разгрузочных устройств;

		состояние основных узлов подъемной машины, цепей управления и сигнализации.

	Перечень работ и периодичность проведения проверок регламентируются «Правилами промышленной безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» и графиками проведения планово-предупредительных ремонтов (ППР).

		Согласно графика ППР проводятся следующие работы:

		ежесменно – проверка подъемной машины машинистом подъемной установки в объеме, указанном рабочей инструкцией;

		ежесуточно – проверка состояния ствола, надшахтного копра, копровых шкивов, подъемных канатов, скипов, загрузочных и разгрузочных устройств;

		еженедельно – смазка канатов;

		1 раз в 15 дней – проверка состояния подъемной установки комиссией в составе главного механика рудника и механика участка;

		ежемесячно – проверка подъемной установки комиссией в составе главного инженера рудника, главного механика, главного энергетика и механика участка;

		2 раза в год – ревизия и наладка подъемной установки специализированной ремонтно-наладочной бригадой

	По общей схеме комплекса, руда (порода) из опрокидывателя попадает в капитальный рудоспуск, из которого по двум загрузочным рукавам (для каждого скипа) поступает в мерные ящики, откуда непосредственно загружается в скипы. Загруженный скип поднимается на поверхность подъемной машиной. При подходе скипа к разгрузочным кривым отклоняющий ролик входит в них и происходит опрокидывание кузова скипа (открывание секторного затвора скипа). Руда (порода) по погрузочному рукаву поступает в бункер. По окончании загрузки и отправлении второго скипа первый скип начинает опускаться и отклоняющий ролик, двигаясь по разгрузочным кривым, возвращает кузов скипа (секторный затвор скипа) в исходное положение. Загрузка одного из скипов в шахте и разгрузка другого на поверхности происходят одновременно.

	Контроль процесса выдачи руды на поверхность ведется при помощи автоматического устройства. Особенностью работы этого устройства является нечувствительность к подъему пустого скипа. Благодаря наличию «обнуления» счетчиков есть возможность контроля выдачи руды за различные промежутки времени (час, смена, сутки) и сравнение с плановыми показателями.

	
5.2 Технические характеристики подъемных установок

	

	Подъемная установка шх. «Скиповая» Ц-2х5х2,3 эксплуатируется с 1951 года. Максимальная скорость подъема – 8,2 м/сек. Оснащена двумя скипами V=7,5 м3, максимальный полезный вес в скипе 13,3 т. Высота подъема – 502 м.

	Подъемная установка шх. «Новая» (грузовая) ЦР-4х3,2/06 эксплуатируется с 1979 года, максимальная скорость подъема – 6,4 м/сек. Оснащена двумя скипами V=4,8 м3, максимальный полезный вес в скипе 8,5 т. Высота подъема – 473 м.

	Подъемная установка шх. «Новая» (клетьевая) ЦР-5х3/06 эксплуатируется с 1987 года, максимальная скорость подъема – 7,4 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 22Н13-31, максимальный вес расчетного груза в вагоне ВГ-2,2 – 3,6 т. Высота подъема – 500 м.

	Подъемная установка шх. «Андреевская» ПМ-24 эксплуатируется с 1942 года, максимальная скорость подъема – 3,14 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 1600 т. Высота подъема – 180 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

	Подъемная установка шх. «Белкина-2» 2БМ-3000/1520 эксплуатируется с 1962 года, максимальная скорость подъема – 4,46 м/сек. Оснащена скипом V=2,5 м3 с максимальным полезным весом в скипе 3200 кг и клетью ТК-5 с максимальным полезным весом в клети 1300 кг. Высота подъема – 401 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

	Подъемная установка шх. «Быструшинская» ШПМ2х4х1,7 эксплуатируется с 1954 года, максимальная скорость подъема – 6,3 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 2720 кг. Высота подъема – 384 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

	Подъемная установка шх. «Быструшинская-Слепая» 2х3х1,5 эксплуатируется с 1977 года, максимальная скорость подъема – 5,8 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 21НВ-31, максимальный полезный вес в клети 3660 кг. Высота подъема – 150 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

	
6. Технология закладочных работ

	

	На руднике применяются следующие виды закладки выработанного пространства: 

	твердеющая на основе вяжущего портландцемента,

	гидравлическая,

	породная.

	В качестве инертного заполнителя при твердеющей и гидрозакладке 

	используются текущие хвосты обогатительной фабрики в пульпообразном виде. Портландцемент доставляется с цементных заводов до центрального склада цемента на промплощадке РСМ (6 емкостей по 400т) в вагонах-хопперах и со склада транспортируется до закладочных комплексов (БЗК) рудника автоцементовозами. Расход цемента на 1 м3 закладочной смеси в зависимости от нормативной прочности искусственного массива варьируется в диапазоне 100200 кг/м3.

	Существующая технологическая схема закладочного комплекса Риддер-Сокольного рудника выглядит следующим образом. Текущие хвосты отбираются из безнапорного объединенного хвостопровода обогатительной фабрики через патрубки, оборудованные шланговыми затворами и через последние поступают в зумпф грунтовых насосов ГРТ-400-4. Насосы (2 шт) подают хвостовую пульпу на две батареи гидроциклонов ГЦ-500 (по 4 шт на каждый насос). Слив гидроциклонов самотеком возвращается в хвостопровод фабрики. Пески гидроциклонов поступают в специальный зумпф, в который по дополнительному патрубку со шланговым затвором подается исходная хвостовая пульпа из хвостопровода. Объединенная пульпа из зумпфа грунтовым насосом ГРТ-400-4 по трубопроводу диаметром 219 мм перекачивается на расстояние до 1 км на закладочный комплекс рудника. На закладочном комплексе пульпа из трубопровода поступает на батарею гидроциклонов ГЦ-500 (4 шт), где обезвоживается до требуемой плотности. Слив гидроциклонов в зумпф специальным насосом ГРТ-400-4 возвращается по трубопроводу обратки в хвостопровод обогатительной фабрики. Пески гидроциклонов самотеком подаются в турбулентный смеситель, где перемешиваются с цементом. Доставленный автоцементовозом цемент сжатым воздухом перекачивается в два приемных бункера цемента по 100т и затем подается в расходный бункер цемента вместимостью 20 т. Цемент дозируется в процессе приготовления смеси дозатором цемента шлюзового типа (СБ-71) с регулируемым эл.приводом. готовая закладочная смесь после турбулентного смесителя поступает в закладочную скважину и по трубопроводу диаметром 150 мм транспортируется к месту закладки. Производительность БЗК зависит от качества текущих хвостов обогатительной фабрики и находится в диапазоне 5060 м3/час. Плотность пульпы песков гидроциклонов составляет порядка 1800кг/м3, плотность исходной пульпы из хвостопровода составляет 11301180 кг/м3. Содержание крупных частиц (кл+74мкм) в исходной пульпе находится на уровне 30%, а в песках гидроциклонов, направляемых в закладку доходит до 7080%, т.е. в технологии приготовления текущих хвостов для закладки происходит не только их сгущение от содержания твердого от 13% до 70% по массе, но и выделение крупного класса материала для использования его в закладке.

	В связи с тем, что в закладку преимущественно используется крупная составляющая хвостов обогащения и с учетом того, что для намыва дамбы хвостохранилища обогатительной фабрики также требуется крупный материал в значительных объемах, в летнее время в период намыва дамбы хвостохранилища отбор хвостов на закладку приходится прекращать и останавливать БЗК на период до 4 месяцев.

	Для обеспечения возможности работы БЗК в период намыва дамбы хвостохранилища был разработан проект , который предусматривает подачу гипсовой пульпы установки нейтрализации серной кислоты в схему отбора и подготовки текущих хвостов на закладочный комплекс рудника, а также возврат гипсовой пульпы со сливом гидроциклонов на установку нейтрализации серной кислоты и далее на шламонакопитель в Крюковский карьер.

	Для выполнения технологических данных закладочный комплекс рудника оборудован приборами автоматического учета расхода компонентов закладочной смеси – дозаторами цемента, плотномерами, расходомерами.

	
7. Система водоотлива

	

	Общий водоприток в горные выработки месторождения составляет 25002800 м3/час.

	Водоотливной комплекс включает в себя 5 насосных станций, расположенных на 18, 16, 13, 11 и штольневом горизонтах у ствола шх. «Новая».

	В настоящее время в насосной 18 горизонта установлено 3 насоса ЦНС-180/126, вода из насосной подается в водосборники 16 горизонта в объеме 80100 м3/час.

	В насосной 16 горизонта установлено 5 насосов ЦН-600/380, вода в объеме 550600 м3/час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.

	В насосной 13 горизонта установлено 5 насосов ЦН-900/310, вода в объеме 650700 м3/час перекачивается в штольневую насосную на поверхности.

	В насосной 11 горизонта установлено 5 насосов ЦН-1000/180, вода в объеме 9001000 м3/час, как условно чистая, перекачивается на поверхность.

	В штольневой насосной установлено 3 насоса 1Д1250, вода в объеме 11501300 м3/час перекачивается на очистные сооружения. 	

	Схема общешахтного водоотлива Риддер-Сокольного месторождения приведена на рис.2.

	
8. Энергоснабжение горных работ

	

	8.1 Снабжение сжатым воздухом

	

	Площадка Риддер-Сокольного месторождения обеспечивается сжатым воздухом от компрессорной №1 ЦЗО (Центральная заводская ограда) и компрессорной №2 Быструшинской площадки рудника.

	В компрессорной станции №1 установлено пять компрессоров типа 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3/мин каждый, два компрессора 2ВГ производительностью 100 м3/мин каждый, два компрессора 55В производительностью 100 м3/мин каждый.

	В компрессорной станции №2 Быструшинской площадки РСР установлено три компрессора 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3/мин каждый, два компрессора 5Г-100/6 производительностью 100 м3/мин каждый. 

	В подземный выработки сжатый воздух подается по трубопроводам, проложенным в стволах:

	шх. «Новая» – один трубопровод диаметром 377 мм,

	шх. «Андреевская» – два трубопровода диаметром 233 мм до 9-го горизонта, а от 9-го горизонта до 11-го горизонта – один трубопровод диаметром 273 мм,

	шх. «Быструшинская» – один трубопровод диаметром 273 мм.

	Магистральная сеть всех компрессорных закольцована. 

	Схема воздухоснабжения рудника Риддер-Сокольного месторождения на приведена рис.3.

	Снабжение промышленной водой. Водоснабжение горных работ осуществляется от поверхностных хозяйственно-питьевых водопроводов по трубопроводам промышленной воды Быструшинской плотины, Верхне-Хариузовского водозабора и насосного водозабора реки Быструха:

	в стволе шх. «Андреевская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от промпровода диаметром 325 мм,

	в стволе шх. «Новая» проложен трубопровод диаметром 159 мм от хозпитьевого водопровода диаметром 530 мм,

	в стволе шх. «Быструшинская» проложен трубопровод диаметром 159 мм от насосного водозабора на реке Быструха, где установлены три насоса типа А320-50УХЛ4.

	На 16 горизонте трубопроводы закольцованы. 

	

	8.2 Снабжение теплоэнергией

	

	На площадку ЦЗО теплоэнергия подается от Риддерской ТЭЦ.

	

	8.3 Снабжение электроэнергией

	

	Питание площадки ЦЗО осуществляется по линии ЛЭП-110кВ №№ 112, 117, 145, 146 и ЛЭП-35кВ №№ 40, 41, 37, 39. Головные подстанции ГПП-1, п/ст Таловская, п/ст Рафинации, п/ст №2, п/ст Белкина-2, п/ст Быструшинская находятся на балансе комплекса, все внешние сети обслуживает районная энергетическая компания «ВК РЭК».

	Основными поверхностными потребителями электроэнергии являются:

	шахтный подъем («Скиповая», «Новая», «Андреевская», «Быструшинская», «Белкина-2»),

	вентиляторные установки (вентиляционный шурф, «Белкина-2», шахта №3, «Вентиляционная»)

	компрессорные,

	калориферные,

	объекты водоснабжения,

	очистные сооружения шахтных вод,

	вспомогательные службы,

	БЗК.

	Основными подземными потребителями электроэнергии являются:

	насосы главного водоотлива,

	вентиляторы (подпорные и местного проветривания),

	дробильные и рудовыдочные комплексы шх. «Новая» и «Скиповая»,

	механизмы горных работ,

	электровозный транспорт,

	освещение.

	Все технологические нагрузки в отношении обеспечения надежности электроснабжения разделяются по категориям.

	Потребители 1 категории: насосы главного водоотлива, вентиляторные установки, объекты водоснабжения, подъемные установки.

	Потребители 3 категории: объекты вспомогательного назначения.

	Остальные потребители относятся ко 2 категории.

	
9. Производство массового взрыва

	

	9.1 Горно-геологическая характеристика

	

	Район массового взрыва в блока 1 расположен в центральной части Центральной залежи между 2с и 3в линиями ортов, 13 и 14а линиями штреков и между отметками +500  560м.

	Район работ блок 1 сложен микрокварцитами, серицит-глинистыми сланцами, серицит-хлорит-кварцевыми породами.

	Микрокварциты серого цвета массивные плитчатые ( = 515о), устойчивые, коэффициент крепости по шкале профессора Протодьяконова 

	f = 1214.

	Серицит-глинистые сланцы черного цвета, неустойчивые (коэффициент f = 56), распространены в виде отдельных линз и прослоев мощностью 222м.

	Серицит-хлорит-кварцевые породы серо-зеленого цвета от средней устойчивости (f = 810) до неустойчивых (f = 56).

	В кровле блока 1 находятся ранее отработанные блока 3/4, 4, 8, у которых воронка вышла на поверхность.

	Гидрогеологические условия являются нормальными, в горных выработках местами наблюдается незначительный капеж воды.

	Взрываемые объемы руды и металлов приведены в паспорте блока.

	

	9.2 Система разработки

	

	Проектом предусматривается система разработки – подэтажное обрушение. Отбойка запасов руды панели осуществляется глубокими скважинными зарядами. Днище панели принято типовое: скреперные выработки, выпускные ниши, дучки, буровые камеры. Выпуск отбитой руды – донный, самотечный через дучки в днище камеры. Доставка руды скреперная.

	Система предусматривает двухстадийную отработку запасов. В первую очередь отрабатывается руда компенсационных камер, во вторую очередь на компенсационные камеры производится отбойка запасов временных циклов. При этом выпуск руды осуществляется под обрушенными породами.

	Средняя высота блока – 55м.

	Глубина от поверхности до днища блока – 363м.

	Площадь обнажения потолочины – 1121м2.

	Рудный массив блока 1 разбурен станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, диаметр скважин – 130мм, сетка разбуривания 2,9 х 3,0м. Взрывные скважины находятся в удовлетворительном состоянии и соответствуют паспорту разбуривания.

	

	9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке

	

	Подготовка блока 1 Центральной залежи к очистной добыче производится следующим образом:

	С кровли штрека 13 14 горизонта ведут проходку скреперного орта 2. из скреперного орта 2 проходят вентиляционный штрек для сбойки со скреперным ортом 1 панели 24. Затем из соединительного орта панели 24 Центральной залежи ведут проходку скреперного орта 1 , который сбивают с вентиляционным штреком 1.

	После подключения скреперных ортов 1 и 2 к общешахтной схеме проветривания приступают к проходке нарезных выработок. Проходят ниши, дучки и сбивают их буровыми камерами. После проходки буровых камер осуществляют проходку просечек и отрезных восстающих. Из буровой камеры 11 панели 24 ведут проходку просечки 5 и отрезного восстающего 5, а также расширяют ходовую сбойку буровой камеры 11 панели 24 под буровую камеру и здесь же проходят буровую камеру 9.

	Из орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 13, просечку 7, отрезной восстающий 8 и буровую камеру 14.

	Скреперный штрек 4 панели 20 расширяют под просечку 6 и проходят буровые камеры 12, 16.

	С почвы орта 3 13 горизонта проходят буровую камеру 11 и аналогично со штрека 14 13 горизонта проходят буровую камеру 15.

	Со скреперного штрека 14 панели 17 ведут проходку буровой камеры 10 и рядом с ходовым восстающим 3 панели 24 проходят нишу ходового восстающего и затем осуществляют проходку ходового восстающего до сбойки с лебедочным штреком блока 4. На уровне Z=545,5 м из ходового восстающего проходят буровую камеру 17.

	Из вентиляционного восстающего 14 13 горизонта на уровне Z=541,5 м осуществляют проходку буровой камеры 18 и буровой камеры 19.

	Подробная очередность проходки указана в графике организации работ (таблица 5).

	

	9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

	

	Рудный массив блока 1 Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сетка расположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.

	Для определения линии наименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:

	

	W = (d2100ВВKз)/(4g0pm) (53)

	

	где W – ЛНС (м);

	d – диаметр скважины (см);

	ВВ – плотность ВВ (г/см3);

	Кз – коэффициент, показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;

	p – объемный вес отбиваемой руды (т/м3);

	g0 – удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующая энергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);

	m – коэффициент сближения скважин в ряду.

	При известных в практических условиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формула примет более упрощенное выражение:

	

	W = Q/(g0m) (54)

	

	где Q – количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);

	g0 – удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)

	

	g0 = (0,800-gв)(fd/b); (55)

	

	– объемный вес отбиваемой руды (т/м3);

	m – коэффициент сближения скважин в ряду. 

	

	W = Qb/((0,800-gв)(fd/b)m) (56)

	

	Отбойка руды крепостью f = 1617 производится скважинами диаметром 130 мм,  = 2,8 т/м3, кондиционный кусок – 400мм, коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ (игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.

	

	W = 15 /(0,7*2,8*1) = 2,9м

	
Таблица 6 – Схема расположения скважин

	Наименование выработок

	Диаметр скважин, м

	Наименьшая, наибольшая глубина, м

	Общая длина скважин, м

	Длина скважин, подлеж.

	зарядке, п.м.

	Количество скважин, шт

	Просечка 1

	130

	15

	450

	375

	30

	Просечка 2

	130

	15

	360

	300

	24

	Просечка 3

	130

	15

	270

	225

	18

	Просечка 4

	130

	6

	84

	69

	6

	Просечка 5

	130

	6-9

	126

	81

	18

	Просечка 6

	130

	7-15

	123

	48

	30

	Просечка 7

	130

	6-10

	384

	264

	48

	Буровая камера 1

	130

	4-18

	1298

	876

	114

	Буровая камера 2

	130

	8-18

	415

	283

	33

	Буровая камера 3

	130

	6-18

	190

	129

	16

	Буровая камера 4

	130

	7-18

	432

	295

	34

	Наименование выработок

	Диаметр скважин, м

	Наименьшая, наибольшая глубина, м

	Общая длина скважин, м

	Длина скважин, подлеж.

	зарядке, п.м.

	Количество скважин, шт

	Буровая камера 5

	130

	9-20

	99

	69

	8

	Буровая камера 6

	130

	14-18

	301

	207

	22

	Буровая камера 7

	130

	4-18

	271

	183

	23

	Буровая камера 8

	130

	10-18

	155

	107

	14

	Буровая камера 9

	130

	4-23

	181

	122

	16

	Буровая камера 10

	130

	8-18

	352

	233

	38

	Буровая камера 11

	130

	17

	34

	30

	2

	Буровая камера 12

	130

	11-20

	338

	231

	27

	Буровая камера 13

	130

	20-22

	98

	86

	6

	Буровая камера 14

	130

	8-14

	291

	192

	32

	Буровая камера 15

	130

	5-19

	261

	175

	25

	Буровая камера 16

	130

	6-13

	28

	20

	3

	Буровая камера 17

	130

	7-10

	461

	282

	85

	Буровая камера 18

	130

	12-18

	1591

	1077

	136

	Буровая камера 19

	130

	12-14

	52

	40

	4

	Бур.камера пан.24

	130

	7-18

	444

	284

	63

	Ход.сбойка пан.24

	130

	8-23

	342

	225

	39

	Леб.ниша с.ш.14 П-17

	130

	9-10

	47

	34

	5

	Орт 3 13 горизонт

	130

	7-10

	461

	282

	85

	Леб.штр.с.ш.1,2,3 бл.4

	130

	7-10

	100

	64

	15

	Всего

	

	

	10039

	6888

	

	

	
Общий расход ВВ определяется по формуле:

	

	Q1 = Lзарg (57)

	

	где d = 15,0 кг/п.м. – количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;

	Lзар – длина скважин, подлежащих зарядке.

	

	Q1 = 6888*15,0 = 103320 кг

	

	Расход ВВ на 1 тонну руды составляет:

	

	Q = Q1/Д (58) 

	

	где Д – товарная руда.

	

	Q = 103320/106676 = 0,9 кг/т

	

	Выход руды с 1 п.м. скважин:

	

	Q = Д/L (59) 

	

	где L – общая длина скважин.

	

	Q = 106676/10039 = 10,6 т/п.м.

	

	9.5 Очередность отбойки руды

	

	Отбойку рудного массива блока 1 Центральной залежи производят следующим образом:

	В первую очередь производят отработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:

	На отрезной восстающий 2 взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6 методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 на отрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затем производят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чего образуется отрезная щель.

	Аналогично ведут одновременное развитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.

	На отрезной восстающий 3 взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и на отрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнее отрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.

	Далее взрывают два веера скважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровой камеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.

	На отрезную щель просечки 2 и просечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6, буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока 4.

	Только после этого ведут развитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:

	На отрезной восстающий 5 взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, два веера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.

	Затем ведут отработку руды компенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрыв скважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 3 13 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.

	После взрыва и полного выпуска руды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е. отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровой камеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровой камеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровой камеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровой камеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока 4.

	

	9.6 Компенсационная камера 

	

	Расчет коэффициента компенсации:

	

	K = (Vц+Vкк+Vгв)/Vц  1,3 (60)

	

	где Vц – объем взрываемых целиков 

	

	Vц1 = 15456 м3 и Vц2 = 6636 м3;

	

	Vкк – объем компенсационных камер 

	

	Vкк1 = 8023 м3 и Vкк2 = 9758 м3;

	

	Vгв – объем горных выработок в обрушении

	

	Vц1 = 186 м3 и Vц2 = 6636 м3;

	

	Kр = 1,3 – коэффициент разрыхления руды.

	
Для компенсационной камеры 1:

	

	К1 = (15456+8023+186)/15456 = 1,5  1,3

	

	Для компенсационной камеры 2:

	

	К2 = (6636+9758+170)/6636 = 2,5  1,3

	

	Расчет допустимой ширины компенсационной камеры производится по формуле доктора технических наук профессора Г.М. Малахова:

	

	m = 0,8 (74100fhn)/(0,13t2+0,24t+9,4)H1,142 (61)

	

	где hn – толщина потолочины hn1 = 13 м и hn2 = 14 м;

	f – коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);

	t – продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);

	H – глубина разработки (363 м). 

	Для компенсационной камеры 1:

	

	m = 0,8 (74100*12*13)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 17,6 м

	

	Для компенсационной камеры 2:

	

	m = 0,8 (74100*12*14)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142 = 18,3 м

	

	Проектная ширина компенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины. Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры в течении 6 месяцев не произойдет.

	
Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

	

	При проходке подготовительных и нарезных выработок для бурения

	шпуров применяются перфораторы на пневмоподдержках типа ПП-54В, телескопные ПТ-48.

	Для местного проветривания выработок служат вентиляторы местного проветривания типа СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.

	Уборку взорванной горной массы осуществляют с помощью лебедок типа 55ЛС-2СМ и 30ЛС-2.

	Для подъема материалов и оборудования по ходовым восстающим применяются пневмолебедки типа ШВ-710х0,35П.

	Рудный массив разбуривается станками пневмоударного бурения ЛПС-3У. Заряжение шпуров и скважин производится механизированным способом с помощью пневмозарядчиков ЗП-2, «Ульба-400», «Ульба-400МИ».

	Транспортировка руды по откаточным выработкам осуществляется в вагонах типа ВГ-2,2 и УВБ-2,5 электровозами К-14, К-10, EL-5/0,4.

	 Отбитая руда самотеком поступает через выпускные дучки в скреперные орты 1, 2 и скреперными лебедками доставляется к скреперному полку, где загружается в вагоны.

	

	Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

	

	Проветривание забоя в период проходки осуществляется ВМП типа СВМ-6 нагнетательным способом. Воздух в забой подается вентиляционными трубами диаметром 400 мм.

	Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горно-подготовительных работ:

	При проходке скреперного орта 2, вентиляционного штрека:

	По людям:

	

	Qзаб = kgn (62)

	

	где k – коэффициент запаса (1,0);

	g – нормативное количество воздуха на 1 человека (0,1);

	n – наибольшее число людей, находящихся в забое (4).

	

	Qзаб = 1,0*0,1*4 = 0,4 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Qзаб = Ib1/(n-nвх) (63)

	

	где I – интенсивность пылевыделения, уборка ЛС (3 мг/с);

	b1 – коэффициент, учитывающий снижение пылевыделения при применении средств гидрообеспыливания;

	n – ПДК пыли на рабочем месте (2 мг/м3);

	nвх – запыленность воздуха входящей струи = 0,3n = 0,6 мг/м3. 

	

	Qзаб = 3*0,5/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	

	По газовыделению при взрывных работах: 

	При проветривании горизонтальных выработок:

	

	Qзаб.1 = 2,25/t*3(AbV2Kобв)/K2ут.тр (64)

	

	где t – время проветривания забоя (1800 с);

	A – масса одновременно взрываемого ВВ (20 кг);

	b – газовость данного типа ВВ (90л/кг);

	V – объем загазованных выработок, м3;

	Кобв – коэффициент обводнения (0,9);

	Кут.тр. – коэффициент утечки трубопровода (1,07).

	

	Qзаб.1 = 2,25/1800*3(28*90*5162*0,9)/1,072 = 1,01 м3/с

	V = Vсо2+VЛС+Vв р-не полка+Vвент.ш.1+VНЛС+Vн.х.д.1 (65)

	

	При проветривании вертикальных выработок:

	

	Qзаб.2 = (3,35K1K2)/t(ABV)/K2ут.тр. (66)

	

	где t – время проветривания забоя (1800 с);

	К1 – коэффициент, учитывающий высоту восстающего и способ проходки (0,47);

	К2 – коэффициент, учитывающий способ проветривания (1,0);

	V – объем восстающего.

	

	Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800(24*90*12)/1,042 = 0,13 м3/с

	V = Vх.д.1 (67)

	Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 1,01+0,13 = 1,14 м3/с (68)

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS (69)

	

	где Vmin – минимальная скорость движения воздуха (0,25 м3/с),

	S – площадь поперечного сечения выработки (4 м2)

	
Qзаб = 0,25*4 = 1,0 м3/с

	

	Расчетная производительность ВМП:

	

	Qв = Кут.тр.Qзаб.max (70)

	

	где Qзаб.max – наибольшее значение количества воздуха,

	Кут.тр. – коэффициент утечки воздуха через трубопровод на всю его длину (1,07). 

	

	Qв = 1,07*1,14 = 1,2 м3/с

	

	Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

	

	Q = 1,43Qв = 1,43*1,2 = 1,7 м3/с (71)

	

	Вентилятор устанавливается в штреке 13 14 горизонта.

	

	Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания нарезных работ:

	При проходке буровой камеры 1, просечки 1, отрезного восстающего 1:

	По людям:

	

	Qзаб = kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (Jb1)/(n-nвх) = (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	
По газовыделению при взрывных работах: 

	При проветривании горизонтальных выработок:

	

	Qзаб.1 = 2,25/t*3(AbV2Kобв)/K2ут.тр

	Qзаб.1 = 2,25/1800*3(20*90*6732*0,9)/1,112 = 1,05 м3/с

	V = Vпр.1+Vб.к.1+Vв.н.с.о.1 (72)

	

	При проветривании вертикальных выработок:

	

	Qзаб.2 = (3,35K1K2)/t(ABV)/K2ут.тр.

	Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800(24*90*246)/1,072 = 0,62 м3/с

	V = Vхо.д.1+Vв.н.с.о.1 (73)

	Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 1,05+0,62 = 1,67 м3/с

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS = 0,25*9,6 = 2,4 м3/с

	

	Расчетная производительность ВМП:

	

	Qв = Кут.тр.Qзаб.max = 1,11*2,4 = 2,7 м3/с

	

	Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

	

	Q = 1,43Qв = 1,43*2,7 = 3,9 м3/с

	

	Вентилятор устанавливается в штреке 13 14 горизонта.

	При проходке буровой камеры 13, просечки 7, отрезного восстающего 8 и буровой камеры 14: По людям:

	

	Qзаб = kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (Jb1)/(n-nвх) = (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	

	По газовыделению при взрывных работах: 

	При проветривании горизонтальных выработок:

	

	Qзаб.1 = 2,25/t*3(AbV2Kобв)/K2ут.тр

	Qзаб.1 = 2,25/1800*3(20*90*2092*0,9)/1,042 = 0,5 м3/с

	V = Vб.к.13+Vб.к.14+Vпр.7+VНЛС+Vход.2 (74)

	

	При проветривании вертикальных выработок:

	

	Qзаб.2 = (3,35K1K2)/t(ABV)/K2ут.тр.

	Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800(24*90*33)/1,042 = 0,23 м3/с

	V = Vо.в.8 (75)

	Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 0,5+0,23 = 0,73 м3/с

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS = 0,25*9,6 = 2,4 м3/с

	

	Расчетная производительность ВМП:

	
Qв = Кут.тр.Qзаб.max = 1,04*2,4 = 2,5 м3/с

	

	Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

	

	Q = 1,43Qв = 1,43*2,5 = 3,6 м3/с

	

	Вентилятор устанавливается в орту 3 13 горизонта.

	При проходке ходового восстающего, буровой камеры 17:

	По людям:

	

	Qзаб = kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (Jb1)/(n-nвх) = (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	

	По газовыделению при взрывных работах: 

	При проветривании горизонтальных выработок:

	

	Qзаб.1 = 2,25/t*3(AbV2Kобв)/K2ут.тр

	Qзаб.1 = 2,25/1800*3(20*90*2852*0,9)/1,072 = 0,61 м3/с

	

	При проветривании вертикальных выработок:

	

	Qзаб.2 = (3,35K1K2)/t(ABV)/K2ут.тр.

	Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800(24*90*136)/1,042 = 0,5 м3/с

	Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 0,61+0,5 = 1,01 м3/с

	
По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS = 0,25*6,0 = 1,5 м3/с

	

	Расчетная производительность ВМП:

	

	Qв = Кут.тр.Qзаб.max = 1,07*1,5 = 1,6 м3/с

	

	Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

	

	Q = 1,43Qв = 1,43*1,6 = 2,3 м3/с

	

	Вентилятор устанавливается в штреке 13 13 горизонта.

	Расчетное количество воздуха, необходимое для проветривания выработок при ведении буровых работ:

	По людям:

	

	Qзаб = kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (Jb1)/(n-nвх) = (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS = 0,25*6,0 = 1,5 м3/с

	
Расчетное количество воздуха, необходимое для проветривания выработок при ведении буровых работ:	

	

	Qв = Крас.Qзаб.max = 1,0*1,5 = 1,5 м3/с

	

	При проходке буровой камеры 18, буровой камеры 19: По людям:

	

	Qзаб = kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (Jb1)/(n-nвх) = (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

	

	По газовыделению при взрывных работах: 

	При проветривании горизонтальных выработок:

	

	Qзаб.1 = 2,25/t*3(AbV2Kобв)/K2ут.тр

	Qзаб.1 = 2,25/1800*3(20*90*1292*0,9)/1,042 = 0,4 м3/с

	V = Vб.к.18+Vб.к.19 (76)

	

	При проветривании вертикальных выработок:

	

	Qзаб.2 = (3,35K1K2)/t(ABV)/K2ут.тр.

	Qзаб.2 = (3,35*0,47*1)/1800(24*90*78)/1,042 = 0,4 м3/с

	V = Vв.в. (77)

	Qзаб.общ. = Qзаб.1+Qзаб.2 = 0,4+0,4 = 0,8 м3/с

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	
Qзаб = VminS = 0,25*6,0 = 1,5 м3/с

	

	Расчетная производительность ВМП:

	

	Qв = Кут.тр.Qзаб.max = 1,07*1,5 = 1,6 м3/с

	

	Расчетное количество воздуха, подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:

	

	Q = 1,43Qв = 1,43*1,6 = 2,3 м3/с

	

	Вентилятор устанавливается в штреке 13 13 горизонта.

	Расчет необходимого количества воздуха для скреперных выработок при ведении очистных работ:

	Для скреперного орта 1:

	По людям:

	

	Qзаб = gn = 0,1*4 = 0,4 м3/с

	

	По пылевому фактору:

	

	Q = (JВ1)/Кт(n-nвх) 

	

	где В1 = 0,5 (скреперная уборка);

	Кт – коэффициент полезного действия (0,88).

	

	Q = (JВ1)/Кт(n-nвх) = (3*0,5)/0,88(2-0,6) = 1,22 м3/с

	

	По газовыделению при взрывных работах:

	
Q = 40,3/t*(A1+A2)VK (78)

	

	где t – время проветривания (20 мин);

	V – объем скреперной выработки (234 м3);

	А1 – вес одновременно взрываемого ВВ накладного заряда (10кг);

	А2 – количество ВВ, соответствующее газовыделению из отбитой руды;

	К – коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха (1).

	

	А2 = (EPcWt)/(jptвJВВ) (79)

	

	где Е – коэффициент, учитывающий более интенсивное газовыделение в начальный период выпуска (2,7);

	Рс – количество руды, выпускаемое из дучек скреперной выработки за сутки (178 т);

	W – объем пустот в отбитой руде (0,3 м3);

	Jр – плотность руды в отбитом состоянии (1,89 т/м3);

	tв – время выпуска руды в течении суток (1080 мин);

	JВВ – объем газовыделения 1 кг ВВ (0,9 м3/кг).

	

	А2 = (2,7*178*0,3*20)/(1,89*1080*0,9) = 1,6 кг

	Q = 40,3/1200(10+1,6)*234*1 = 1,75 м3/с

	

	По минимально допустимой скорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

	

	Qзаб = VminS = 0,5*3,5 = 1,75 м3/с

	
Т.к. в работе одновременно находятся 2 скреперные выработки, расчет составит: 

	

	Qв = КрасQзаб.max n = 1,02*1,75*2 = 4,2 м3/с

	

	где Крас – коэффициент неравномерности распределения воздуха.

	

	9.9 Состояние подземных выработок и поверхностных сооружений

	

	После предыдущих взрывов буровые камеры 1, 2, 3, 5, 9, 10, 11, 15, 17, 18, 20, скреперный орт 3, просечка 4, штрек 14, ходовой восстающий и подходы к ним находятся в удовлетворительном состоянии. Поверхностные сооружения над местом взрыва отсутствуют.

	Здания и сооружения на промышленной площадке рудника находятся в удовлетворительном состоянии.

	

	9.10 Оповещение людей об аварии и связь

	

	Оповещение людей об аварии осуществляется световой сигнализацией. Основными средствами связи с районами зарядки блока 1 являются телефоны установленные:

	13 горизонт, сопряжение штрека 14 с ортом 6;

	14 горизонт, сопряжение штрека 14 с ортом 6.

	

	9.11 Запасные выходы

	

	15 горизонт – ствол шахты «Быструшинская», ствол шахты «Новая», запасной ход восстающий 0/8 на 12 горизонт, запасной ход восстающий 3/1 на 14 горизонт.

	14 горизонт – ствол шахты «Быструшинская», запасной ход через 3 ЮЗЗ на Риддер-Сокольную площадку к стволу шахты «Новая» 14 горизонта, запасной ход восстающий 12с/3с на 15 горизонт. 

	

	9.12 Проветривание районов взрыва

	

	13 горизонт:

	Поступающая струя воздуха – ствол шахты «Быструшинская», квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт 6, штрек 13, орт 4, штрек 15. Исходящая струя воздуха – орт 3, штрек 12, орт 1, вентиляционный орт 1в, вентиляционная выработка, вентиляционный штрек 14в/16в на 12 горизонт и далее к вентилятору GVIH-40 шахты «Вентиляционная» и вентилятору ВУПД-2,8 шахты №3.

	14 горизонт:

	Поступающая струя воздуха – ствол шахты «Быструшинская», околоствольный двор 14 горизонта, квершлаг шахты «Быструшинская», орт 11 юг, штрек 17, орт 8 юг, штрек 14 3 ЮЗЗ, орт 4, штрек 13, скреперные орта 1, 2 панели 25. Исходящая струя воздуха – сборочный вентиляционный орт 2 панели 24, 25, 26, вентиляционный штрек 15, орт 0, штрек 21 на сборный канал шахты №3 и далее к вентилятору ВУПД-2,8 шахты №3.

	

	9.13 Мероприятия по обеспечению безопасности

	

	При доставке и охране ВВ. Доставка ВВ с базисного склада на разгрузочную площадку рудника производится в специально оборудованных машинах в сопровождении вооруженного стрелка.

	Далее ВВ разгружаются в специальные вагоны, закрываются несгораемыми покрывалами и в сопровождении взрывников транспортируются электровозом на приемную площадку ствола шахты «Быструшинская». По стволу шахты «Быструшинская» ВВ спускаются в околоствольные дворы 13 и 14 горизонтов. Доставка ВВ в шахте осуществляется по следующим маршрутам:

	Маршрут №1 – околоствольный двор 13 горизонта, квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт 6, штрек 13, орт 4, штрек 15.

	Маршрут №2 – околоствольный двор 14 горизонта, квершлаг шахты «Быструшинская», орт 11 юг, штрек 17, орт 8 юг, штрек 14, орт 4, штрек 13.

	Охрана ВВ – круглосуточная специально проинструктированными рабочими (постовыми) согласно «Распорядку проведения массового взрыва».

	До начала доставки ВВ транспортные средства и горные выработки приводятся в безопасное состояние.

	При хранении ВВ. После доставки по горным выработкам ВВ складируются на специально оборудованные стеллажи расположенные:

		13 горизонт, штрек 15 на сопряжении с ортом 3;

		14 горизонт, штрек 13 на сопряжении с ортом 3;

		14 горизонт, штрек 13 на 3 линии ортов.

		При заряжании скважин. До начала зарядки скважин:

		провести проверку зарядных машин (Ульба-400МИ) с составлением акта;

		отключить контактную сеть в районе работ зарядных машин и установить закоротки в местах определенных «Распорядком проведения массового взрыва»;

		зарядные машины изолировать от рельсовых путей и заземлить на расстоянии не более 25м от зарядчика;

		зарядный трубопровод в местах соединения заземлить;

		место установки зарядных машин обеспечить средствами пожаротушения (4 огнетушителя и шланг, подсоединенный к водяной магистрали);

		персонал, занятый на зарядке скважин обеспечить изолирующими самоспасателями;

		измерить величины блуждающих токов в выработках, определенных «Распорядком проведения массового взрыва».

		Во время зарядки скважин:

		запрещается ремонтировать зарядчики на месте заряжания и в близи мест складирования ВВ;

		зарядный трубопровод оборудовать специальной насадкой для формирования заряда и уменьшения просыпи ВВ;

		для улавливания просыпи ВВ использовать специальные палатки.

		По окончании зарядки скважин:

		тщательно очистить от остатков ВВ зарядное оборудование;

		собранную просыпь ВВ уничтожить согласно «Распорядка проведения массового взрыва».

	При установке боевиков и монтаже ЭВС. Переноску патронов-боевиков производить массой не более 10кг. Произвести полное отключение электроэнергии в районе монтажа. Монтаж сети производить от скважин к источнику тока.

	При эксплуатации грузоподъемных механизмов. Не требуются.

	При эксплуатации вентиляционных установок. Произвести осмотр вентиляторов проветривания GVIH-40 шахты «Вентиляционной» и ВУПД-2,8 шахты №3.

	При эксплуатации вентиляционных сооружений и устройств. Провести осмотр вентиляционных каналов блока 1, вентиляционных перемычек на вентиляционных каналах по 12, 13 и 14 горизонтам Центральной залежи.

	

	9.14 Меры по локализации ударной воздушной волны

	

	По 13 горизонту:

		установить органную крепь не менее чем в 3 ряда по штреку 15 у орта 4;

		установить органную крепь не менее чем в 3 ряда по штреку 15 у орта 4.

		По 14 горизонту:

		установить органную крепь не менее чем в 3 ряда по скреперным ортам 1, 2 панели 25.

	

	9.15 Меры по ограждению зоны возможных обрушений на поверхности

	

	На момент взрыва выставляют посты:

	Пост №1 – гора «Сокольная» на отроге.

	Пост №2 – гора «Сокольная» у прохода на шахту №3.

	Пост №3 – гора «Сокольная» в районе шахты «Вентиляционная №2».

	

	Меры по обеспечению проветривания района массового взрыва

	

	Закрыть противопожарные двери в околоствольных дворах шахты «Быструшинская» на 10, 11, 12, 13 и 16 горизонтах.

	Закрыть противопожарные двери в околоствольных дворах шахты «Новая» на 9, 10, 11, 13, 15 и 16 горизонтах.

	Открыть окно в вентиляционной перемычке в орту 0 Центральной залежи 14 горизонта.

	Остановить подземные вентиляторы ВОД-21 на 14 и 16 горизонтах.

	

	9.17 Меры по оцеплению опасной зоны в шахте

	

	Посты оцепления опасной зоны при зарядке скважин, установке боевиов и монтаже ЭВС рассчитаны по УВВ (см. технический расчет) и выставляются согласно «Распорядка проведения массового взрыва».

	На момент взрыва посты выставляются:

	Пост №1 – у ствола шахты «Быструшинская».

	Пост №2 – у ствола шахты «Андреевская».

	Пост №3 – у ствола шахты «Новая».

	Пост №4 – у ствола шахты «Белкина-2».

	Пост №5 – штольню шахты №3 закрыть на замок.

	

	9.18 Меры проверки выработок, вентиляционных установок, сооружений и перемычек, и отбор проб рудничного воздуха

	

	По 13 горизонту – околоствольный двор шахты «Быструшинская»; квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт 6; штрек 12, 13, орт 1, 3, 4 , орта 13, 14, штрек 15, квершлаг шахты №3, склад ВМ.

	По 14 горизонту – околоствольный двор шахты «Быструшинская»; орт 11 юг; штрек 17, 19, орт 8 юг, штрек 14, орт 4, штрек 13 Центральной залежи, скреперные орта 1, 2 панели 25, орт 0, штрек 14, ходовой восстающий панели 24; скреперные орта 1, 2 панели 25; запасной ход 3; орта 4 юг, 5 юг, 7 юг, 8 север, штрека 10, 12.

	

	9.19 Порядок допуска людей в шахту после массового взрыва

	

	На участок взрыва рабочие допускаются только после восстановления на нем нормальной рудничной атмосферы, приведения выработок в безопасное состояние и проверки их подразделениями ВГСЧ, но не ранее чем через 9,7 часа после производства массового взрыва.

	Допуск людей в шахту производится только после проверки состояния выработок подразделениями ВГСЧ, восстановления во всех выработках шахты нормальной рудничной атмосферы, но не ранее чем через 9,7 часа после производства массового взрыва.

	
9.20 Расчетные показатели массового взрыва

	

	Расчетный удельный расход ВВ, кг/т – 1,07

	в количестве, шт – 667

	глубиной, м – 325

	Расчетный коэффициент компенсации – 1,45; 2,23

	Количество заряжаемых буровых камер, шт – 16

	Вес одного заряда, наибольшей очереди, кг – 7278 (100мс)

	Выход руды с 1 метра скважины, т – 7,98 

	Тип ВВ и способ заряжения – игданит, аммонит 6ЖВ; механизированный «Ульба-400МИ», ручной при установке боевиков.

	Конструкция заряда ВВ и боевиков приведены на рис.5

	Способ и схемы взрывания – электрический при помощи СИНВ-Ш и электродетонаторов ЭД-3-Н (1Н-20мс); взрывание производится в 20 ступеней замедления; схема последовательно-параллельная (прилагается).

	Используемый источник тока – переменный, U = 380В, с подстанции орта 6в 13 горизонта.

	В таблице 7 приведены данные для расчета скважинных зарядов, количества зарядов ВВ для массового взрыва.

	

	9.21 Расчет электровзрывной сети при производстве массового взрыва

	

	Для инициирования зарядов ВВ применяются устройства инициирующие с замедлением СИНВ-Ш и электродетонаторы ЭД-3-Н (1Н- 20мс).

	
Таблица 8 - Исходные данные для расчета ЭВС

	

	Участок 1

	б.к.1,2,3,5

	пр. 4

	Участок 2

	б.к.17

	скр.орт 3

	Участок 3

	б.к.9,10,11

	

	Участок 4

	б.к.118,19

	

	Участок 5

	б.к.11,15,20

	о.3,ш.14

	Секция

	

	

	

	

	

	Количество ЭД, шт

	16

	19

	12

	19

	22

	Длина провода ЭД, м

	8х2=16

	8х2=16

	8х2=16

	8х2=16

	8х2=16

	Сопротивление 1м провода ЭД, Ом

	0,045

	0,045

	0,045

	0,045

	0,045

	Длина секционного провода, м

	25х2=50

	25х2=50

	25х2=50

	

	25х2=50

	Сопротивление ЭД в нагретом состоянии, Ом

	2,3

	2,3

	2,3

	2,3

	2,3

	Сопротивление ЭД в холодном состоянии, Ом

	2,1

	2,1

	2,1

	2,1

	2,1

	Участок

	

	

	

	

	

	Количество жил, шт

	2

	2

	2

	2

	2

	Количество основных и дублирующих участков, шт

	2

	2

	2

	2

	2

	Длина участкового провода, м

	200х2=

	400

	180х2=

	360

	150х2=

	300

	200х2=

	400

	150х2=

	300

	Сопротивление одной жилы кабеля, Ом

	0,4

	0,4

	0,4

	0,4

	0,4

	Способ подключения ЭВС к источнику тока

	на 2 фазы

	на 2 фазы

	на 2 фазы

	на 2 фазы

	на 2 фазы

	Напряжение источника тока, В

	380

	380

	380

	380

	380

	

	Таблица 9 – Исходные данные

	

	Наименование

	Участок 1

	б.к.1,2,3,5 пр. 4

	Количество последовательно соединенных ЭД 

	в секции (шт)

	16

	Детонаторный провод: 

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	8х2=16

	0,72

	Секционный провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	25х2=50

	2,25

	Участковый провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	200х2=400

	18,0

	Сопротивление ЭД (Ом)

	2,1

	Сопротивление жилы кабеля (Ом)

	0,4

	Напряжение источника тока (В)

	380

	

	Расчет силы тока приходящегося на 1 ЭД:

	Сопротивление секции с секционным проводом:

	

	Rc = 2,1*16+16*0,045*16+50*0,045*3 = 51,87 Ом (80)

	

	Сопротивление участка с участковым проводом:

	

	Rуч.1 = (51,87+400*0,045)/2= 34,94 Ом (81)

	

	Сопротивление участка на горячее состояние:

	

	Rуч.1гор = 34,94*1,1 = 38,834 Ом (82)

	

	Сопротивление взрывной сети:

	

	Rс.1 = 38,434+0,4 = 38,834 Ом (83)

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку:

	

	Jэд.1 = 380/8,834 = 4,9А (84)

	

	Таблица 10 – Исходные данные

	

	Наименование

	Участок 2

	б.к.17 скр.орт 3

	Количество последовательно соединенных ЭД 

	в секции (шт)

	19

	Детонаторный провод: 

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	8х2=16

	0,72

	Секционный провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	25х2=50

	2,25

	Участковый провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	180х2=360

	16,2

	Сопротивление ЭД (Ом)

	2,1

	Сопротивление жилы кабеля (Ом)

	0,4

	Напряжение источника тока (В)

	380

	

	Расчет силы тока приходящегося на 1 ЭД:

	Сопротивление секции с секционным проводом:

	

	Rc = 2,1*19+19*0,045*16+50*0,045 = 55,83 Ом

	

	Сопротивление участка с участковым проводом:

	

	Rуч.2 = (55,83+360*0,045)/2= 36,015 Ом

	

	Сопротивление участка на горячее состояние:

	

	Rуч.2гор = 36,015*1,1 = 36,62 Ом

	

	Сопротивление взрывной сети:

	

	Rс.2 = 36,62+0,4 = 40,02 Ом

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку:

	

	Jэд.2 = 380/(0,02*2) = 4,75А

	
Таблица 11 – Исходные данные

	Наименование

	Участок 3 б.к.9,10,11

	Количество последовательно соединенных ЭД в секции (шт)

	12

	Детонаторный провод: 

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	8х2=16

	0,72

	Секционный провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	25х2=50

	2,25

	Участковый провод: Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	150х2=300

	13,5

	Сопротивление ЭД (Ом)

	2,1

	Сопротивление жилы кабеля (Ом)

	0,4

	Напряжение источника тока (В)

	380

	

	Расчет силы тока приходящегося на 1 ЭД:

	Сопротивление секции с секционным проводом:

	

	Rc = 2,1*12 12*0,045*16+50*0,045 = 36,9 Ом

	

	Сопротивление участка с участковым проводом:

	

	Rуч.3 = (36,9+300*0,045)/2= 24,8 Ом

	

	Сопротивление участка на горячее состояние:

	

	Rуч.3гор = 24,8*1,1 = 27,3 Ом

	

	Сопротивление взрывной сети:

	

	Rс.3 = 27,3+0,4 = 27,7 Ом

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку:

	
Jэд.3 = 380/(27,7*2) = 6,86 А

	

	Таблица 12 – Исходные данные

	Наименование

	Участок 4

	б.к.118,19

	Количество последовательно соединенных ЭД 

	в секции (шт)

	19

	Детонаторный провод: 

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	8х2=16

	0,72

	Секционный провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	---

	---

	Участковый провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	200х2=400

	18,0

	Сопротивление ЭД (Ом)

	2,1

	Сопротивление жилы кабеля (Ом)

	0,4

	Напряжение источника тока (В)

	380

	

	Расчет силы тока приходящегося на 1 ЭД:

	Сопротивление секции с секционным проводом:

	

	Rc = 2,1*19+19*0,045*16 = 53,58 Ом

	

	Сопротивление участка с участковым проводом:

	

	Rуч.4 = (53,58+400*0,045)/2= 35,79 Ом

	

	Сопротивление участка на горячее состояние:

	

	Rуч.4гор = 35,79*1,1 = 39,37 Ом

	

	Сопротивление взрывной сети:

	
Rс.4 = 39,37+0,4 = 39,77 Ом

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку:

	

	Jэд.4 = 380/(39,77*2) = 4,78 А

	

	Таблица 13 – Исходные данные

	

	Наименование

	Участок 5

	б.к.11,15,20

	о.3,ш.14

	Количество последовательно соединенных ЭД в секции (шт)

	22

	Детонаторный провод: 

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	8х2=16

	0,72

	Секционный провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	25х2=50

	2,25

	Участковый провод:

	Длина (м)

	Сопротивление (Ом)

	

	150х2=300

	13,5

	Сопротивление ЭД (Ом)

	2,1

	Сопротивление жилы кабеля (Ом)

	0,4

	Напряжение источника тока (В)

	380

	

	Расчет силы тока приходящегося на 1 ЭД:

	Сопротивление секции с секционным проводом:

	

	Rc = 2,1*22+22*0,045*16+50*0,045 = 64,29 Ом

	

	Сопротивление участка с участковым проводом:

	

	Rуч.5 = (64,29+300*0,045 )/2 = 38,895 Ом

	

	Сопротивление участка на горячее состояние:

	
Rуч.5гор = 38,895*1,1 = 42,8 Ом

	

	Сопротивление взрывной сети:

	

	Rс.5 = 42,8+0,4 = 43,2 Ом

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку:

	

	Jэд.5 = 380/(43,2*2) = 4,4 А

	

	Расчет силы тока, приходящегося на 1 ЭД с учетом падения напряжения в кабеле.

	Общий ток взрывной сети, проходящий по кабелю:

	

	Jобщ. = (J1 + J2 + J3 + J4 + J5)2 (87)

	Jобщ. = (4,9+4,75+6,86+4,78+4,4)*2 = 51,38 А

	

	Падение напряжения в кабеле:

	

	U = RкJобщ. = 0,8*51,38 = 41,1 В (88)

	

	Напряжение на 2-х фазах:

	

	U = U-U = 380–41,1 = 338,9 В (89)

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку №1:

	

	Jэд.1 = U/Rс.1 = 338,9/(38,834*2) = 4,36 А (90)

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку №2:

	
Jэд.2 = U/Rс.2 = 338,9/(40,02*2) = 4,25 А

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку №3:

	

	Jэд.3 = U/Rс.3 = 338,9/(27,7*2) = 6,13 А

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку №4:

	

	Jэд.4 = U/Rс.4 = 338,9/(39,77*2) = 4,27 А

	

	Сила тока на 1 ЭД по участку №5:

	

	Jэд.5 = U/Rс.5 = 338,9/(43,2*2) = 3,93 А

	

	Расчет сопротивления, замеренного на 2-х фазах:

	

	Rобщ. = 1/(1/R1+1/R2+1/R3+1/R4+1/R5) (91)

	Rобщ. = 1/(1/34,94+1/36,015+1/24,8+1/35,79+1/38,895) = 0,65 Ом

	

	Сопротивление, замеренное на наконечниках кабеля в подстанции:

	

	R = 6,65+0,8 = 7,45 Ом

	

	9.22 Расчет сейсмически опасной зоны массового взрыва

	

	Расстояние (м), на котором колебание грунта, вызванные при неодновременном взрывании зарядов ВВ со временем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20мс становится безопасным (Раздел №2 Приложения №2 ЕПБ при ВР):

	
Rс =((КгКса)/4N)*Q (92)

	

	где Кг = 5 – коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого объекта;

	Кс = 1 – коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения);

	а = 1 – коэффициент, зависящий от условий взрывания;

	N = 20 – число зарядов ВВ;

	Q = 67353 кг – общая масса зарядов ВВ.

	

	Rс =((5*1*1)/420)*67353 = 96,4 м

	

	Расстояние при взрыве самой нагруженной очереди: 

	

	Rс = КгКса3Q (93)

	

	где Q = 7278 кг – масса заряда самой нагруженной очереди (100мс)

	

	Rс = 5*1*1*37278 = 96,9 м

	

	Расстояние до охраняемых объектов:

	до поверхности – 320м;

	до ствола шахты «Быструшинская» – 340м.

	

	Расчет по определению границ опасной зоны при подготовке массового взрыва

	

	Согласно «Инструкции по определению границ опасных зон при подготовке массовых взрывов в подземных условиях» (1996г) предельно-допустимое давление на фронте ударной воздушной волны (УВВ) для людей равно 0,2 кг/см2.

	13 горизонт:

	При зарядке скважин:

	

	К = (qn)/SR (94)

	I = (bR)/d (95)

	

	где q – вес взрываемого заряда с удельной теплотой взрыва, равной 1000 ккал/кг;

	n = 0,10,5 – коэффициент перехода энергии ВВ на образование УВВ;

	R – радиус опасной зоны, м;

	S – суммарная площадь поперечного сечения выработок, примыкающих к заряду, м2;

	b = 0,05 – коэффициент, учитывающий шероховатость поверхности выработок;

	d – приведенный диаметр выработки

	

	d = 1,12S (96)

	К = (330*0,904*0,5)/(7*2*150) = 0,047

	i = (0,05*120)/1,1221 = 1,46

	Р` = Р/(К1*К2*…*Кn) (97)

	

	где К1, К2, Кn – коэффициенты ослабления давления УВВ при 

	прохождении местных сопротивлений.

	По номограмме Р = 0,055 кг/см2 

	

	Р` = 0,55/(1,2*1,2*1,2*1,9) = 0,19 кг/см2

	

	Принимаем R = 150м.

	При установке боевиков:

	Принимаем R = 150м.

	При монтаже ЭВС: 

	

	К = (20316*0,904*0,1)/(6*2*200) = 0,77

	i = (0,05*200)/1,1212 = 2,58

	

	По номограмме Р = 0,34 кг/см2

	

	Р` = 0,34(1,2*1,2*1,2*1,2*1,9) = 0,05 кг/см2

	

	Принимаем R = 200м.

	14 горизонт:

	При зарядке скважин:

	

	К = (330*0,904*0,5)/(7*2*100) = 0,106

	i = (0,05*200)/1,1214 = 1,19

	

	По номограмме Р = 1,5 кг/см2

	

	Р` = 1,5(1,25*1,25*1,2*1,2*1,9) = 0,18 кг/см2

	

	Принимаем R = 100м.

	При установке боевиков:

	Принимаем R = 100м.

	Прим монтаже ЭВС:

	

	К = (18435*0,904*0,1)/(6*2*150) = 0,93

	i = (0,05*150)/1,1212 = 1,93

	

	По номограмме Р = 4,6 кг/см2

	
Р` = 4,6(1,9*2,5*1,2*2,3*1,9) = 0,18 кг/см2

	

	Принимаем R = 150м.

	На основании вышеизложенного посты охраны опасной зоны при зарядке скважин, установке боевиков и монтаже ЭВС выставляются:

	Пост №1 – 13 горизонт, сопряжение орта 6 со штреком 13.

	Пост №2 – 14 горизонт, сопряжение штрека 14 с ортом 4.

	Кроме того вывешиваются аншлаги «Проход запрещен. Опасная зона»:

	13 горизонт, сопряжение орта1 с вентиляционным ортом 1в;

	13 горизонт, сопряжение орта1 с вентиляционным восстающим панели 26.

	

	9.24 Проветривание районов взрыва

	

	Схемы вентиляции районов массового взрыва – прилагаются.

	Расчетное количество воздуха для проветривания районов массового взрыва:

	13 горизонт:

	

	Qр = (50/tЕПБ3600)  iAb(Vисх.+Vвво*iA)К (98)

	

	где tЕПБ = 8ч;

	i=0,115 – коэффициент, учитывающий газовыделение в выработке после взрыва;

	b = 0,1 м3/кг – газовость ВВ;

	А = 48918 кг – количество взрываемого ВВ;

	Vисх. = 13100 м3 – объем исходящей струи от места взрыва на 13

	горизонте до поверхности;

	Vвво = 0,9 м3/кг – общая газовость ВВ;

	К = 1, - коэффициент многогоризонтальности.

	
Qр = 50(8*3600)0,115*48918*0,1(13100+0,9*0,115*48918)1,2 = 5,5 м3/с

	

	14 горизонт.

	

	Qр = 50(8*3600)0,115*18435*0,1(14000+0,9*0,115*18435)1,2 = 3,2 м3/с

	

	где А = 1843 кг – количество взрываемого ВВ;

	Vисх. = 14000 м3 – объем исходящей струи от места взрыва на 14 горизонте до поверхности.

	Расчетное время проветривания районов массового взрыва:

	13 горизонт:

	

	tр = 50(Qф3600)iAb(Vисх.+Vвво*iA)К (99) 

	

	где Qф = 5,5 м3/с – фактическая подача свежего воздуха в районы взрыва по 13 горизонту. 

	

	tр = 50(5,5*3600)0,115*48918*0,1(13100+0,9*0,115*48918)1,2 = 9,7 ч

	

	14 горизонт:

	

	tр = 50(4,0*3600)0,115*18435*0,1(14000+0,9*0,115*18435)1,2 = 7,8 ч 

	

	где Qф = 4,0 м3/с – фактическая подача свежего воздуха в районы взрыва по 14 горизонту.

	Перечень мероприятий по форсированному проветриванию:

		закрыть противопожарные двери к околоствольных дворах шахты «Быструшинская» на 10, 11, 12, 15 и 16 горизонтах;

		закрыть противопожарные двери в околоствольных дворах шахты «Новая» на 9, 10, 11, 13, 15 и 16 горизонтах;

		открыть окно в вентиляционной перемычке в орту 0 3 ЮЗЗ 14 горизонта;

		открыть вентиляционное окно на штреке 12 у ВОД-21 2 ЮЗЗ 14 горизонта;

		остановить подземные вентиляторы ВОД-21 на 14 и 16 горизонтах.

	

	9.25 Маршруты движения ВГСЧ и пробоотборщиков

	

	По 13 горизонту – околоствольный двор шахты «Быструшинская»; квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт 6; штрек 12, 13, орта 1, 3, 4 3 ЮЗЗ, орта 13, 14, штрек 15 2 ЮЗЗ, квершлаг шахты №3, склад ВМ.

	По 14 горизонту – околоствольный двор шахты «Быструшинская»; орт 11 юг; штрек 17; орт 8 юг, штрек 14, орт 4, штрек 13 3 ЮЗЗ, скреперные орта 1, 2 панели 25, орт 0, штрек 14, ходовой восстающий панели 24, соединительный штрек, скреперные орта 3, 4 панели 24; скреперные орта 1, 2 панели 26; запасной ход 3 ЮЗЗ; орта 4 юг, 5 юг, 7 юг, 8 север, штрека 10, 12 2 ЮЗЗ.

	При возникновении аварии при производстве массового взрыва действовать согласно «Плана ликвидации аварий».

	
10. Безопасность и экологичность проекта требования безопасности

	

	Все трудящиеся, состоящие в трудовых отношениях с работодателем имеют право на охрану труда.

	Охрана труда представляет собой действующую, на основании соответствующих законодательств и иных нормативных актов, систему социально-экономических, технических, гигиенических и лечебно-профилактических мероприятий и средств, обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья и работоспособности человека в процессе труда (статья 1 Закона Республики Казахстан «Об охране труда»).

	Работодатель (в лице администрации рудника) обязан обеспечить здоровые и безопасные условия труда на каждом рабочем месте в соответствии с требованиями стандартов, правил, норм, инструкций, а работники обязаны неукоснительно соблюдать эти требования.

	При выполнении операций технологического процесса добычи руды руководствоваться следующими правилами, нормами, актами и инструкциями:

		Закон Республики Казахстан «Об охране труда»,

		Закон Республики Казахстан «О труде»,

		ППБ при разработке рудных , нерудных и россыпных месторождений подземным способом,

		ППБ при взрывных работах,

		ПТЭ рудников, приисков и шахт, разрабатывающих месторождения цветных, редких, драгоценных металлов,

		инструкции по охране труда для работающих на рудниках РГОК №1-22 (с приложениями),

		инструкции по охране труда для работающих на РГОК ТОО«Казцинк»,

		другими инструкциями и нормативными актами, издаваемыми в установленном порядке и обязательными для исполнения.

	

	10.1 Краткая характеристика месторождения

	

	Выработки проектируемого рудника проводится в породах крепостью f = 12-15 по шакале проф. М.М. Протодьяконова. Породы в большинстве своем устойчивые. Крепление стволов производится монолитным бетоном, горнокапитальных выработок - торкретбетоном в соответствии с паспортами крепления гидрогеологические условия благоприятные, нормальный водоприток на уровне 14 горизонта составляет 320 м3/ час. Месторождение не опасно по взрыву газа и пыли. Системой разработки предусмотрены массовые взрывы. Рудник относится к силикозоопасным. Породы также содержат до 30% свободной серы.

	

	Токсичные вещества, образующиеся при производстве горных работ

	

	При производстве горных работ образуются токсичные вещества и другие вредности, существенно влияющие на здоровье работающих и приводящих к профессиональному заболеванию, отравлению. 

	К ним относятся:

	мелкодисперсная пыль, содержащая двуокись кремния до 70%. Пыль образуется при бурении шпуров, скважин, уборке и погрузке горной массы, при ведении взрывных работ,

	ядовитые газы, образующиеся при ведении взрывных работ. Это окись углерода СО, окись азота NО2, сернистый газ SO2, сероводород H2S?

	пары, выделяющиеся в окружающую среду при механизированном заряжании шпуров и скважин: тратил, алюминиевая пудра, селитра, пары дизельного топлива,

	шум и вибрация при бурении шпуров и скважин.

	Мелкодисперсная пыль, содержащая двуокись кремния (SiO2) от 0,2 до 10 мкм является опасной. Пылинки таких размеров проникают в альвиолы легких (вход в альвиолы составляет 9 – 10 мм) и образовывают в них депо скопившейся пыли, что является источником заболевания пневмоканиозом (от греческого «пнеймон» - легкое, «конис» - пыль). В отличии от обыкновенной пыли, пыль содержащая двуокись кремния не выносится из легких и постепенно заполняет легочные альвиолы.

	Окись углерода (СО) – газ, не имеющий цвета, запаха и вкуса, легче воздуха. Окись углерода очень ядовита и является наиболее частой причиной отравления и гибели подземных рабочих. При отравлении окисью углерода кровь утрачивает способность усваивать кислород. В результате у человека появляется аноксия (недостаток кислорода в артериальной крови), являющая ся причиной кашля. Ежедневное (по несколько часов) пребывание и работы человека в атмосфере, содержащей до 0,01% окиси углерода, человек ощущает тяжесть в голове и сдавливание во лбу, общую слабость. Могут наступить головокружение, дрожь, сердцебиение, рвота, быстрая утомляемость, ослабление памяти, раздражительность. Если пострадавшего своевременно вывести из зоны с повышенной концентрацией окиси углерода, то его состояние скоро улучшится. Смертельная концентрация окиси углерода 0,5%. При вдыхании воздуха с такой концентрацией человек через несколько минут погибает.

	В качестве защиты от окиси углерода применяется фильтрирующий самоспасатель СПП-4. Окись углерода образуется при ведении взрывных работ, при эксплуатации самоходного оборудования и при пожарах.

	Двуокись углерода (СО2) – углекислый газ – бесцветный газ со слабокислым запахом и вкусом, горение не поддерживает, не пригоден для дыхания, тяжелее воздуха. Соединение стойкое. При объемной дозе углекислого газа в рудничной атмосфере:

	до 3% - частота дыхания человека, находящегося в состоянии покоя, удваивается;

	до 5% - утраивается, дальнейшее повышение процента содержания вызывает сильную одышку и слабость;

	до 10% и свыше – наступает обморочное состояние;

	при 25% - смерь.

	Углекислый газ сосредотачивается в нижней части горной выработки (у почвы). Источниками образования углекислого газа в подземных выработках являются:

	выделения газа из горных пород;

	медленное окисление крепежного леса и других органических веществ;

	разложение кислыми шахтными водами углекислых пород;

	рудничные пожары.

	Окислы азота (NO2) – смесь окиси азота и двуокиси азота. Окислы азота образуются при взрывных работах и эксплуатации двигателей внутреннего сгорания. Признаки отравления: кашель, одышка, удушье, внутренний отек легких. Воздействие на организм человека окиси азота в зависимости от их объемной доли в воздухе следующее: 0,0001 – 0,003% - воспринимается запах газа, при 0,013% раздражается слизистая оболочка глаз и дыхательных путей, при 0,04-0,08% - наступает отек легких.

	Сероводород (H2S) – газ без цвета, имеет сладковатый вкус и характерный запах тухлых яиц, тяжелее воздуха. В горных выработках скапливается внизу. Газ очень ядовитый. Отравляющее действие сероводорода выражается внутри тканевого дыхания – ткани перестают усваивать кислород. При содержании в атмосфере воздуха 0,06 – 0,07% возникает отек легких. В шахте сероводород образуется при гниении органических веществ (крепежного леса и т.д.). в качестве средств защиты применяют фильтрующий противогаз марки В.

	Сернистый газ (SO2) – сильно ядовитый газ без цвета, кисловатого вкуса и сильно раздражающим запахом, напоминающий запах горящей серы, тяжелее воздуха, хорошо поглощается водой. Сернистый газ образуется при ведении взрывных работ в породах, содержащих серу. Присутствие в воздухе SO2 вызывает сильное раздражение слизистых оболочек дыхательных путей, глаз, а в тяжелых случаях вызывает воспаление бронхов, отек гортани и легких. Запах SO2 ощутим при его содержании 6 мг/м3 (0,0005%). При концентрации 0,05% смертельно опасен даже при кратковременном его вдыхании. Первая помощь пострадавшему – вывод его на свежую струю воздуха, искусственное дыхание, промывание глаз и полости горла содовой водой, питье щелочных жидкостей – теплого молока с медом, боржоми и других минеральных вод.

	Аммиак (NH3) – бесцветный газ с характерным резким запахом (запах нашатырного спирта). Аммиак очень хорошо растворим в воде. В шахтных условиях аммиак выделяется при проходке выработок по затвердевшей закладке, заряжании скважин в выемочных единицах, очистное пространство которых имеет непосредственный контакт с ранее заложенной камерой. Концентрация аммиака 0,35 – 0,7 мг/л – непереносима, свыше 0,7 мг/л – опасна для жизни. Первая помощь при отравлении – подача пострадавшему через дыхательные пути свежего воздуха.

	

	10.3 Вредные факторы и предупреждающие их воздействие мероприятия

	

	При разработке Риддер-Сокольного месторождения возможны воздействия на рабочих следующих опасных и вредных факторов:

	обрушение горных масс,

	действие горных ударов,

	выделение ядовитых газов из горной массы,

	действие электрического тока,

	падение людей в горные выработки,

	шумы и вибрация,

	некачественное освещение,

	некачественное водоснабжение.

	Для предупреждения воздействия вышеперечисленных факторов в данном разделе проекта предусматриваются следующие мероприятия:

	1. Технические мероприятия.

	2. Санитарно-гигиенические.

	3. Противопожарные.

	4. План ликвидации аварии.

	Контроль за содержанием в рудничной атмосфере ядовитых продуктов осуществляется с помощью газоанализаторов ГХ и индивидуальных трубок. Кроме того, контроль за рудничной атмосферой осуществляется работниками горноспасательной части после взрывных работ, а так же по утвержденному главным инженером рудника графику – по операциям технологического процесса добычи руды.

	При воздействии на организм человека шума, вибрации, вдыхании пыли, содержащей двуокиси кремния возникают профессиональные заболевания: вибрационная болезнь, профтугоухость, пневмокалиоз (силикоз).

	С целью предотвращения профессиональных заболеваний применяются средства индивидуальной защиты: от шума – беруши, от вибрации – пневмогасители каретки (при бурении шпуров), от пыли – лепесток ШБ-1, орошение горной массы при ведении технологических операций (скреперная уборка горной массы, уборка с помощью погрузочных машин), орошение кровли и бортов выработки на рабочих местах, бурение шпуров и скважин с применением воды для погашения пыли.

	Профилактика заболеваний включает в себя комплекс мероприятий:

	разовое бесплатное питание,

	периодический отдых в профилактории, где проводится обследование, профилактическое лечение и т.д.;

	ежегодно все работники проходят индивидуальное обследование с обязательной рентгенографией грудной клетки, на руднике организована пылевентиляционная служба для контроля запыленности рудничной атмосферы;

	проводятся медико-санитарные мероприятия, ежегодно разрабатываются мероприятия по улучшению проветривания и пылеподавления, снижению шума и вибрации оборудования и на рабочих местах.

	В соответствии с Законом Республик Казахстан «Об охране труда» (статья №16) на руднике создана служба охраны труда. По своему статусу служба охраны приравнивается к основным производственным службам и подчиняется владельцу процесса.

	С целью системного подхода к управлению охраной труда служба охраны труда свою деятельность организовывает в соответствии с «Системой управления охраной труда РГОК ТОО «Казцинк» (СУОТ)». Указанный документ утвержден директором комплекса и согласован с профсоюзными органами. СУОТ представляет собой регламентированную техническими документами совокупность взаимосвязанных организационных и технических мероприятий, обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья и работоспособность трудящихся в процессе труда. СУОТ содержит:

	общее положение, 

	организация работ по охране труда,

	планирование и финансирование,

	контроль,

	учет, анализ и оценка работ по ОТ,

	воспитание трудящихся и применение мер воздействия к нарушителям,

	профотбор и обучение работающих безопасными методами труда,

	регламентация работ по охране труда на РГОК,

	двухступенчатый контроль за состоянием охраны труда,

	целевая проверка состояния охраны труда, положение о Совете по профилактике нарушений правил безопасности.

	В соответствии с СУОТ на руднике ежегодно и ежемесячно составляется план мероприятий включающий в себя:

	организационные мероприятия,

	мероприятия по повышению безопасности на взрывных работах,

	мероприятия по предупреждению травматизма от обрушения горной массы,

	мероприятия по уменьшению вредного воздействия шума и вибрации,

	меры по снижению запыленности и улучшению проветривания рабочих мест,

	мероприятия по обеспечению безопасности работ на подземном транспорте,

	мероприятия по сокращению ручного труда,

	мероприятия по санитарно-бытовому обслуживанию трудящихся рудника.

	

	10.4 Общие организационные мероприятия

	

	Проектом предусматривается работа рудника по непрерывной шестидневной рабочей недели с одним общим выходным. В установленные праздничные дни рудник не работает. Количество рабочих дней в году 305. Число добычных смен в сутки - 3. Продолжительность смены 6 часов, межсменные перерывы по 2 часа.

	Все лица, вновь поступающие на работу или переводящиеся с одной специальности на другую должны пройти инструктаж по ОТ и ТБ в учебно-курсовом комбинате (УКК) в следующие сроки:

	для вновь поступающих на подземные работы 10 дней,

	для ранее работавших 5 дней,

	при переводе с одной специальности на другую 2 дня.

	Также проводится инструктаж на рабочем месте. Через каждые 3 месяца проводится инструктаж рабочих рудника по ТБ с занесением результатов в специальные книги.

	Кроме того, каждый день при раздаче нарядов начальником участка проводится текущий инструктаж рабочих.

	Для оперативной работы по технике безопасности на руднике организован отдел по охране труда, возглавляемый техническим руководителем по охране труда и техники безопасности.

	Организацией труда предусмотрено совмещение производственных профессий, поэтому рабочие очистных и подготовительных забоев проходят обучение в УКК по всем применяемым профессиям.

	Все рабочие рудника должны быть ознакомлены с запасными выходами из горных выработок предусмотренными в плане ликвидации аварий, и правилами личного поведения во время аварий под роспись.

	

	10.5 Технические мероприятия

	

	Вопросы техники безопасности непосредственно связаны с технологическими процессами и видами работ.

	Для Риддер-Сокольного рудника предусмотрены закрытые решетчатые перегородки с предупредительными надписями закрывающие доступ в горные выработки, представляющие опасность для людей. Все недействующие рудоспуски перекрываются сверху и снизу. Устья действующих стволов ограждаются с неработающей стороны металлической сеткой высотой 2,5 метра.

	У стволов шахт на всех горизонтах устанавливаются решетки. Устье рудоспускных отделении восстающих ограждаются решетками, а материально-ходовые - лядами.

	Все движущиеся части и двигатели стационарных машин и установок ограждаются перилами высотой не менее 1 м с надписями, предупреждающими об опасности.

	В связи с большой протяженностью горно-капитальных выработок, предусмотрена перевозка рабочих до добычных участков в пассажирских вагонах типа ВП-18. 

	Перевозка ВМ производится в специальных вагонетках типа ВДВ, причем ВВ и СВ должны быть разделены между собой. При перевозке ВМ в голове и в хвосте поезда устанавливаются световые знаки.

	Подземные склады ВВ расположены:

	на 11 горизонте в 450м от ствола шахты «Андреевская»,

	на 13 горизонте в 350 м от ствола шахты «Быструшинская»,

	на 16 горизонте в 500 м от ствола шахты «Быструшинская».

	Склады имеют два выхода и проветриваются обособленной струёй воздуха.

	Суточный расход ВВ на подготовительных работах:

	

	Qсут.п = Qппqпр (100)

	

	где Qп = 320 м – общий объем проходки;

	п = 2,5 т/м3 – объемный вес породы;

	qпр = 0,7 кг/т – удельный расход ВВ на подготовительных работах.

	

	Qсут.п = 320*2,5*0,7 = 560 кг

	
Так как системой разработки предусмотрены массовые взрывы, ВВ для зарядки скважин спускается с поверхности непосредственно перед заряжением. В подземном складе ВВ должен находиться трехсуточный запас ВВ для вторичного дробления.

	

	Qсут.вт = Vсутqвт (101)

	

	где Vсут – суточный выход негабарита (м3);

	Q = 0,2 кг/м3 – расход ВВ на вторичное дробление.

	

	Qсут.вт = 2017*0,2 = 403 кг

	

	В соответствии с ППБ емкость склада не должна превышать:

	

	Qскл = (Qсут.п+ Qсут.вт)K (102) 

	Qскл = (560+403)*3 = 2890 кг

	

	Предусматривается склад ВМ камерного типа, который состоит из:

	камеры хранения ВВ.

	камера хранения СВ.

	камера проверки электродетонаторов.

	камера выдачи ВМ.

	место для вагонетки и временного хранения тары.

	В складе ВВ должен храниться 10 суточный запас СВ.

	

	V1св = 10qкдАсут+10qэдАсут (103)

	V2св = 10qкшАсут+10qошАсут (104) 

	V1св = 10*0,03*4920+10*0,04*4920 = 3444 штуки.

	V2св = 10*0,37*4920+10*0,03*4920 = 32964 м.

	
При проведении взрывных работ применяются следующие сигналы, подаваемые мастером-взрывником: 1) предупредительный - один длинный гудок: 2) боевой - два длинных гудка, 3) отбой - 3 коротких гудка.

	Осмотр забоя после взрывания производится лицом технического надзора рудника, после чего выдается разрешение на продолжение работ.

	

	10.6 Санитарно-гигиенические мероприятия

	

	Мероприятия по борьбе с рудничной пылью. Бурение шпуров и скважин с промывкой их водой и доставкой соответствующих реагентов. Отбитая руда орошается.

	В местах интенсивного пылеобразования (бункеры, дозаторы, пункты загрузки и разгрузки) устанавливаются водяные завесы или туманообразователи. Разгрузочные пункты в околоствольных дворах проветриваются обособленной струёй свежего воздуха.

	Расчет оросительной установки для погрузочного люка, производительностью 1,5 т/мин.

	Расход воды на орошение:

	

	Q = Aq (105)

	

	где q = 10 – удельный расход воды.

	

	Q = 1,5*10 = 15 л/мин

	

	Производительность одной форсунки:

	

	q' = КР (106)

	

	где К = 3 – коэффициент расхода форсунки ЗФ-3;

	Р = 1,8 мПа – рабочее давление.

	q' = 31,8 = 4 л/мин

	Требуемое число оросителей:

	

	N = Q/q' (107)

	N = 15/4  4

	

	Одним из самых важных факторов, обеспечивающих нормальные условия работ является качественное проветривание горных выработок. 

	Камеры ГСМ, подземные склады ВМ, ремонтные пункты имеют обособленное проветривание с выводом исходящей струи в квершлага воздухо-выдающих шахт.

	С целью снижения вибрации предусмотрено применение виброгасящих кареток на буровых машинах.

	Применяются следующие индивидуальные средства защиты от вибрации: рукавицы с двойной прокладкой на ладони.

	Расчет пружинной вибрации на сиденье машиниста электровоза Х14М:

	Среднегеометрическая частота колебаний сиденья:

	

	f = а/2 (108)

	

	где a = 20 м/с2 – виброускорение площадки сиденья,

	 = 0,03 м/с – виброскорость.

	

	f = 20/2*3,14*0,03 = 106,2 Гц

	

	Частота собственных колебаний:

	

	fс = f/4 (109)

	
fс = 106,2/4 = 26,5 Гц

	

	Статистическая осадка площадки:

	

	hcn = 25/fст (110)

	hcn = 25/(26,5)2 = 0,0356 м

	

	Жесткость одного виброизолятора:

	

	Q = (mg)/(hcтN) (111)

	

	где m = 400 H – масса сиденья;

	N = 5 – число пружин.

	

	Q = (400*9,81)/(0,0356*5) = 25*103 Р/м

	

	Диаметр пружины:

	

	D = 2,16*3(mg)/(N) (112)

	D = 2,16*3(400*9,81)/(4,22*106*5) = 0,12 м

	

	Радиус прутка виброизолятора:

	

	r = 0,25*3(D4)(gв) (113)

	

	где  = 7,84*104 Н/м – модуль сдвига для стали 45;

	в = 10 – количество витков.

	

	r = 0,25*3(0,124*7,84*104)(25*103*10) = 0,01м

	
С целью снижения вредного влияния шума предусмотрено применение глушителей шума ГШ-3 для вентиляторов местного проветривания, а также следующих ИСЗ: беруши, наушники.

	Для условий Риддер-Сокольного месторождения применимы индивидуальные светильники типа СГУ-4 «Украина». Для защиты от рудничной пыли используются респираторы «Лепесток». Исходя из высокого содержания серы в породах (до 30%) и выделения сероводорода и сернистого газа принимают изолирующие самоспасатели типа ШС-7.

	Количество санитарно-бытовых помещений: общее количество рабочих 1378 человек, из которых 1014 человек - подземная группа, 198 – поверхностные рабочие. ИТР и служащие – 166 человек.

	По санитарно-гигиеническим условиям рудник относится ко II классу. Для таких производств необходимы: гардеробная для спецодежды и для домашней одежды, душевая, помещение для обеспыливания и стирки спецодежды, ламповая, респираторная, медпункт, столовая.

	Гардеробная состоит из 2 отделений для домашней одежды и спецодежды оборудованная двойными шкафами закрытого типа 50х40х165 см. оснащенными решетками для вентиляции.

	Количество душевых сеток выбирается из расчета, что самая многочисленная смена может помыться за 45 мин:

	

	M = ((X+Y+Z)Kt)/(T) (114)

	

	Где t =15 мин – норма времени на 1 человека;

	= 0,7 - коэффициент неравномерности;

	 – число рабочих смен.

	

	М = ((1014+198+166)*1,1*15*0,7)/(3*45) = 38 кабинок

	

	Расход воды на одного человека составляет: j = 125л (t° = 37°С)

	тогда общий расход:

	

	Q=((X+Y+Z)K*j)/a (115)

	Q = ((300+80+63)*1,1*125)/3 = 20304 л

	q = Q/T (116) 

	q = 20304/45 = 451 л/мин

	

	Стирка спецодежды производится ПКФ ТОО «Тексти-Лайн». 

	Количество аккумуляторных головных светильников СГУ-4 «Украина»:

	

	L = (X-Z)K (117)

	L = (1014+166)*1,1 = 1298 штук

	

	Для зарядки аккумуляторных батарей применяются 15 зарядных столов ЗСУ-2Д, установленные в ламповой с жетонным контроллером КАЖ-1.

	Регистрационная находится в смеженном с ламповой помещении, где хранятся и выдаются рабочим респираторы «Лепесток» и самоспасатели ШС-7. Количество респираторов и ШС-7 по 1400 штук.

	Предусматривается два поверхностных медпункта IV класса, обслуживаемый фельдшером и медсестрой. 

	Каждый медпункт состоит из помещения для приема больных площадью - 18м2 и процедурной площадью - 54м2, где расположены ингаляционная установка для тепловлажной и масляной ингаляции, фотарий с ртутно-кварцевой лампой ПРК-7 мощностью 1000 Вт.

	

	10.7 Противопожарная профилактика

	

	При проектировании размещения надшахтных зданий и сооружений на промплощадке учитывается направление господствующих ветров. Для предупреждения пожаров надшахтные здания и сооружения выполнены из огнеупорных материалов. Предусмотрена установка противопожарных ляд и дверей для избежания попадания дыма и продуктов горения в горные выработки.

	В околоствольных дворах основных горизонтов предусмотрено размещение противопожарного поезда, который содержит в себе все необходимые средства для тушения пожаров.

	В каждой камере, где возможно возгорание необходимо разместить противопожарный щит со средствами тушения огня, ящик с песком, огнетушители.

	Воздушные магистрали имеют приспособление для переключения их на подачу воды. Проектом предусмотрена прокладка противопожарного трубопровода.

	На поверхности в 150 м от ствола шахты размещена насосная станция с противопожарным резервуаром.

	Так как давление в трубопроводе не должно превышать 150 мм.вод.ст. в трубопроводе ствола устанавливаются гидроредукторы через каждые 150 м.

	Для участкового трубопровода расход воды определяется из расчета расхода на одну противопожарную завесу на исходящей струе и один пожарный ствол КР-Б с расходом воды 30 м3/час.

	Расход воды на завесу:

	

	Q = Sq (118)

	

	где S = l 1,6 м3 – сечение квершлага,

	q = 7,8 – удельный расход воды на 1 м2 сечения при скорости движения воздуха 6 м/с.

	

	Q = 11,6*7,8 = 90,5 м3/час

	
Расход воды на одну винтовую насадку ВВР - 1 при давлении 0,4 мПа составляет 16,2 м3/час, тогда количество насадок:

	

	•n^Q/Q1 = 90,5/16,2 = 6 штук (119)

	

	Фактический расход воды на одну завесу:

	

	Q' = Q1n (120)

	Q' = 16,2*6 = 97,2 м3/час

	

	Общий расход воды на пожаротушение и изоляцию:

	

	Q = Qc+Q' (121)

	Q = 30+97,2 = 127,2 м3/час 

	

	Внутренний диаметр трубопровода:

	

	d = 0,0188*^(Q/V) (122)

	

	где V = 2,5 м/с скорость движения воды в трубопроводе.

	

	d = 0,0188^(127,2/2,5) = 0,134 м

	

	Принимаем стандартный трубопровод с внутренним диаметром d = 145мм и толщиной стенки 7 мм. Наружный диаметр d = 159 мм. 

	Необходимый напор у водозабора:

	

	Н = KQLAQ2+Нг+Нк (123)

	Н =1,05*(150+560+500)*6,7* 106*127,22+490+16 = 158 мм = 1,58 мПа

	
Принимаем насос погружного типа ЭЦНВ – производительность (Qн) 1,8 – 182 м3/час, высота напора (Нн) 0,18 – 2,5 мПа. 

	Емкость пожарного резервуара:

	

	V = Qобщ3 = 127,2*3 = 400 м3 (124)

	

	10.8 План ликвидации аварии

	

	Общие положения ПЛА по Риддер-Сокольному руднику:

	1. План ликвидации аварии является руководством в действиях всех рабочих и ИТР Риддер-Сокольного рудника, подрядных организаций, личного состава ВГСЧ при возникновения аварии по спасению людей и ликвидации аварии.

	2. Ответственным руководителем работ по ликвидации аварий является главный инженер рудника, а до его прибытия – диспетчер рудника.

	3. Руководителем горноспасательных работ является командир ВГСО.

	4. Рабочие и ИТР рудника и подрядных организаций, обнаружившие аварию, обязаны:

	а) сообщить об аварии диспетчеру и горному мастеру, указать место аварии, ее характер и свою фамилию,

	б) немедленно на месте пожара (если это не угрожает жизни) до прибытия бойцов ВГСО принять меры по его тушению. При возгорании электрокабелей и электроустановок необходимо их обесточить, после сего приступить к тушению, предупредить об опасности находящихся вблизи людей.

	5. Оповещение об аварии производится согласно «Инструкции по оповещению аварии».

	6. Ознакомление рабочих с правилами личного поведения во время аварии, выпиской из ПЛА, запасными выходами, производится начальниками участков и служб под роспись 2 раза в год.

	7. При остановке ВГП более чем на 30 минут люди выводятся из тупиковых забоев на свежую струю, более чем на 2 часа – на поверхность. 

	8. Время прибытия 1-го отделения Риддер-Сокольного взвода ВГСО – 20 минут, 2-го отделения – 30 минут.

	
11. Охрана недр и окружающей среды

	

	В настоящее время вопросы охраны и использованием недр уделяется большое внимание. Настоящим проектом предусматривается следующие вопросы в области охраны, природы:

	охрана земель и почв;

	охрана водоисточников;

	охрана атмосферы;

	охран недр.

	Охрана земель и почв. При планировании площади под предприятие учитывают его размер из минимального необходимого участка земли, менее плодородного и непригодного для использования в сельском хозяйстве. На территории промплощадки, при строительстве зданий и сооружений верхний плодородный слой почвы; снимается, вывозится за зону строительства и складируется. Под хвостохранилище и отвалы отводятся минимальные площадь земли непригодного для сельхозработ, так как основная часть хвостов обогащается и пустые породы используются для закладки выработанного пространства.

	Охрана водоисточников. Шахтные воды рудника загрязнены механическими примесями, маслом, мазутом, в связи с этим предусматривается строительство станций нейтрализации для очитки воды. Снабжение рудника водой пригодной для потребления осуществляется по промводопроводу. 

	Охрана атмосферы. Охрана атмосферы включает мероприятия предотвращающие загрязнение атмосферы от газов, образовавшихся в результате взрыва зарядов скважин. Проектом предусматривается большой объем работ по пылеподавлению. Вокруг зданий и сооружений промплощадки высаживают кустарники и деревья. Ширина насаждения 30 метров.

	Все автомобильные дороги заасфальтированы, в летнее время специально орошаются водой. Вся площадка, свободная от строений и дорог озеленяется насаждениями многолетних трав и разбивкой цветочных клумб.

	Склады топлива, стволы размещаются с учетом розы ветров в грязной зоне промплощадки.

	На подземных работах допускаются следующие нормы предельных концентраций газа и пыли:

	Газы:

	СО - 0,0017% (20 м/м3)

	H2 S - 0,0017% (10 м/м3)

	S О2 - 0,00038% (10 м/м3)

	N О2 - 0,00016% (З м/м3)

	Акролины - 0,00009% (0,2 м/м3)

	Альдегиды - 0,00004% (0,9 м/м3)

	Аммиак - 0,0025 % (20 м/м3)

	Пыль: содержащая от 10 до 70% свободной (2 м/м3).

	Охрана недр. Охрана недр представляет собой систему мероприятий производственно-технического назначения, предусматривает систему разработки месторождения, обеспечивающих полное извлечение запасов руды, снижение потерь и разубоживания. 

	На Риддер-Сокольном руднике предусматривается применение ранее описанных систем.

	Проектом предусматривается использование обогатительных хвостов, после извлечения полезных ископаемых, шлакозаменителей, что в свою очередь снижает потребности в землях отводимых под хвостохранилище и улучшает санитарно-гигиенические условия труда в районе добычи и переработки руд. Надшахтные копры рудника расположены за зоной сдвижения горных пород. Предусматривается постоянная доразведка месторождения строгое соблюдение и учет попутно добываемой руды, временно используемых полезных ископаемых. Отходы ископаемые в пределах промышленного содержания используются повторно.

	
12. Экономика и организация производства

	

	Годовой режим работы Риддер-Сокольного рудника является прерывным при шестидневной рабочей недели. Число рабочих дней в году - 305. Количество рабочих смен в сутки – 3. Продолжительность рабочей смены – 6 часов. 

	Численность работающих и производительность труда

	Явочный состав повременно оплачиваемых рабочих определяется путем расстановки по их рабочим местам, в соответствии с нормами выработки и количеством рабочих мест, необходимых для выполнения запланированного объема работ.

	

	Таблица 14 – Плановая численность рабочих

	Наименование работ

	Объем работ

	Норма выработки

	Чел/смены

	Проходческие работы (ГРЭХ+НР), м3

	139642

	2,36

	59170

	Буровые работы, п.м

	383019

	18,2

	21045

	Очистная добыча, м3

	625000

	23,9

	26150

	

	Расчет фактической численности рабочих:

	

	Nф = NпКсс (125)

	

	где Nп – плановая численность рабочих, чел;

	Ксс – коэффициент списочного состава (1,2).

	

	Таблица 15 – Расстановка работников

	Профессия

	Численность, чел

	Проходчик 

	194

	ГРОЗ

	86

	Машинист буровой установки

	69

	Взрывник мех.зарядки

	14

	Взрывники по контролю

	5

	Крепильщики 

	114

	Слесарь по ремонту оборудования на подземных работах

	14

	Электрослесарь по ремонту оборудования на подземных работах

	164

	Электрогазосварщик на подземных работах

	22

	Слесарь по ремонту оборудования на поверхности

	10

	Электро слесарь по ремонту оборудования на поверхности

	10

	Электрогазосварщик на поверхности

	3

	Раздатчик ВМ

	19

	Горнорабочий по доставке ВМ

	7

	Дозировщик комплекса закладочных смесей

	20

	Профессия

	Численность, чел

	Горнорабочий по контролю за бетоноводом

	3

	Машинист электровоза

	95

	Люковой 

	19

	Машинист погрузмашины (ПКУ)

	28

	Дорожно-путевой рабочий

	42

	Доставщик крепи и лесоматериалов

	13

	Горнорабочий ВШТ

	6

	Машинист подъемной установки

	54

	Стволовой 

	35

	Стволовой-дозаторщик

	16

	Заточник бурового инструмента

	0

	Телефонист 

	12

	Ламповщик 

	21

	Машинист ПДМ

	2

	Машинист питателя

	14

	Машинист мельниц

	5

	Электромонтер 

	5

	Кладовщик по учету ВМ

	1

	Горнорабочий на геолого-маркшейдерских работах

	25

	Горнорабочий ГГ службы

	3

	Дробильщик 

	3

	Машинист насосной установки

	30

	Аппаратчик ст.вод

	5

	Горнорабочий по очистке водосборника

	4

	Кладовщик 

	1

	Курьер 

	1

	Машинист козлового крана

	1

	Всего рабочих:

	1212

	Руководители 

	21

	Специалисты, высшего уровня квалификации

	22

	Специалисты, среднего уровня квалификации

	23

	Служащие 

	24

	Всего служащих:

	166

	Итого по руднику:

	1378

	

	Себестоимость товарной продукции

	На основании экономических показателей Риддер-Сокольного рудника себестоимость товарной продукции составляет: 

	

	Таблица 16 – Калькуляция себестоимости товарной продукции

	Экономические элементы и статьи затрат

	Себестоимость, тенге

	

	Всего

	На 1 т руды

	Заработная плата

	480 000 000

	252,1

	Экономические элементы и статьи затрат

	Себестоимость, тенге

	

	Всего

	На 1 т руды

	Материалы 

	1 011 386 511

	532,3

	Капитальное строительство

	625 006 862

	328,9

	Энергетические расходы

	98 930 580

	52,1

	Амортизационные расходы

	36 204 000

	19,1

	Услуги вспомогательных цехов

	300 415 047

	158,1

	Затраты на охрану труда 

	11 935 000

	6,3

	Итого:

	2 563 878 000

	1349,4

	

	12.3 Прибыль и рентабельность производства

	

	Балансовая прибыль:

	

	П = С-З

	

	где С – стоимость товарной продукции;

	З – затраты.

	

	П = 5461,078-2563,878 = 2897,2 млн.тенге

	
Рентабельность производства определяется отношением балансовой прибыли к производственным фондам (Опф):

	

	Р = (П/Опф)100

	Р = (2897,2/22286,19)*100 = 12,9 %

	

	Технико-экономические показатели рудника

	

	Годовая производственная мощность рудника – 1900000 т

	Число рабочих дней в году – 305 дней 

	Суточная производительность рудника – 6230 т

	Списочная численность трудящихся – 1378 человек

	Списочная численность рабочих – 212 человек

	Сменная производительность труда рабочего на: 

	очистной добычи – 67 т

	проходческих работах – 2,36 м3

	буровых работах – 18,2 п.м

	Стоимость товарной продукции – 5461,1 млн.тенге

	Фонд заработной платы – 480 млн.тенге

	Материальные затраты рудника – 1011,4 млн.тенге

	Энергетические затраты рудника – 98,9 млн.тенге

	Себестоимость 1 т добычи руды – 1349,4 тенге/т 

	Балансовая прибыль предприятия – 2897,2 млн.тенге

	Рентабельность производства – 12,9 %

	

	Экономический эффект

	

	В данном дипломном проекте экономический эффект достигнут за счет изменения сетки разбуривания и применения простейшего типа ВВ.

	На блоке 1 залежи «Центральная» применяется сетка разбуривания - 2,5х2,5м. Специалистами УГП ТОО «Казцинк», совместно с специалистами рудника, проведены исследования экономического эффекта при различных сетках разбуривания. Сравнительная технико-экономическая оценка сеток разбуривания приведена в таблице 17.

	

	Таблица 17 – Сравнительная технико-экономическая оценка сеток разбуривания по залежи «Центральная» Риддер-Сокольного рудника

	Наименование

	Сетка разбуривания

	

	2,5х2,5м

	2,7х2,7м

	2,9х3,0

	Объемы бурения, м

	7033

	6055

	5107

	Разбуриваемые объемы, т

	117464

	117464

	117464

	Выход руды с 1 п.м., т

	16,7

	19,4

	23

	Себестоимость 1м скважины, $

	3,31

	3,31

	3,31

	Затраты на бурение, $

	23280

	20042

	16904

	Затраты на весь объем ВВ, $

	15564

	13508

	11453

	Удельный расход ВВ (гранулит), кг/т

	0,53

	0,46

	0,39

	Расход ВВ на весь объем камеры, кг

	62256

	54033

	45810

	Стоимость ВВ, $

	233

	233

	233

	Расход на весь объем камеры, кг

	8093

	7024

	5955

	Затраты на весь объем ВВ, $

	0,53

	0,46

	0,39

	Удельный расход ВВ (игданит), кг/т

	62256

	54033

	45810

	Стоимость ВВ, $

	120

	120

	120

	Затраты на отбойку при А-6 (5+6)

	38843

	33550

	28357

	Затраты на отбойку при игданите (5+7)

	31372

	27066

	22859

	

	Учитывая данные исследования приходим к выводу о целесообразности применения сетки разбуривания – 2,9х3,0м.

	Согласно табличных данных экономический эффект при изменении сетки разбуривания с 2,5х2,5 на 2,9х3,0 составляет:

	При бурении: 23280-16904 = 6376 $

	При расходе ВВ: 62256-45810 = 16446 кг

	Учитывая данные исследования и технические данные ВВ (таблица 18), используемых на руднике приходим к выводу о целесообразности применения игданита.

	
Заключение

	

	Актуальность проблем в разработке месторождений полезных ископаемых для Республики Казахстан убеждает нас в том, что необходимо дальнейшее освоение запасов, так как залегающее на небольших глубинах от поверхности земли в устойчивых породах и сравнительно благоприятных условиях рудные тела, постепенно исчерпываются. В настоящее время разрабатываются рудные тела на флангах (более отдаленные), что увеличивает себестоимость товарной продукции.

	Разработанный дипломный проект на тему «Проект массового взрыва блока 1 залежи «Центральная» Риддер-Сокольного месторождения» позволяет увеличить рентабельность рудника за счет снижения себестоимости путем увеличения сетки разбуривания, применения простейшего типа ВВ при массовом взрыве.

	Дипломный проект разработан для конкретной выемочной единицы и согласно утвержденного годового плана по добычи руды Риддер-Сокольного рудника будет введен в действие в 2011 году.

	
Список литературы

	

				Брюховецкий О.С. Технология и комплексная механизация

			разработки месторождений. / Бунин Ж.В., Ковалев И.А. – М.: Недра, 1989

				Справочник инженера-шахтостроителя, в двух томах. – М.: Недра, 

			1983

				Орлов В.В., Янчур А.М., Бабичев Н.С., Петров А.М., Пономаренко 

			А.К., Гудзь А.Г. Проведение и крепление горных выработок. – М.: Недра, 1965

				Скочинский А.А., Комаров В.Б. Рудничная вентиляция. – М.-Л. 

			Углетехиздат, 1951

				Единые правила техники безопасности при взрывных работах. – М.: 

			ИПО ОБТ, 1993

				Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и 

			россыпных месторождений подземным способом. – М.: Недра, 1972

				Единые правила безопасности при взрывных работах. – М.: НПО 

			ОБТ, 1992

				Единые правила безопасности при разработке рудных и нерудных 

			месторождений полезных ископаемых. – М.: ИПО ОБТ, 1992

				Брылов С.А. и др. Современная технология и механизация горно-

			разведывательных работ. – М.: Наука, 1975

				Агошков М. И., Малахов Г. М. Подземная разработка рудных 

			месторождений – М.: Недра, 1986

				Именитов В. Р. Процессы подземных горных работ при разработке 

			рудных месторождений. – М: Недра, 1984

				Каплуков Р. П. Справочник по горнорудному делу. – Алматы, 1996

				Раскильдинов Б. У. Создание васокоэфективной технологии добычи 

			руды при этажно-камерной системе разработки. – Алматы, 1996

				Горно-геологический справочник по разработке рудных 

			месторождений. Том 1. – Алматы, 1997

				Гребенюк В.А., Пыжьянов Я.С., Ерофееы И.Е. Спарвочник по 

			горному делу. – М.: Недра, 1983

				Астафьев Ю.П., Близнюков В.Г. Горное дело. – М.: Недра, 1980

				Ахметов М.М., Береза В.Г., Гребенюк В.А. и др. 

			Совершенствование горных работ на рудниках Лениногорского полиметаллического комбината. – Алма-Ата, 1968

				Специалисты ЛГОК ОАО «Казцинк». Технико-экономическое 

			обоснование эффективности отработки Риддер-Сокольного месторождения (2000-2015гг). – ОАО «Казцинк» Лениногорский горно-обогатительный комплекс, 2000

				Технологическая инструкция. Процесс добычи руды на Риддер-

			Сокольном руднике. ТИ-02-21-01-03. – РГОК. Риддер, 2003