Проектування масового вибуху в умовах рудника "Суха Балка"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Зміст

Вступ

1. Загальна частина

1.1 Коротка гірничо-геологічна характеристика родовища

1.2 Річна потужність шахти та термін її існування

1.3 Розкриття родовища

1.4 Розкриття та підготовка поверху

1.5 Аналіз застосованих систем розробки

1.6 Підйом руди

1.7 Транспортування руди та породи

1.8 Вентиляція шахти

1.9 Водовідлив шахти

1.10 Енергопостачання, освітлення пневмогосподарство

1.11 Геологічна характеристика ділянки

1.12 Вибір та обґрунтування системи розробки

1.13 Вибір параметрів блоку

1.14 Розрахунок системи розробки. Порядок виконання робіт у блоці

1.14.1 Розрахунок підготовчих робіт

1.14.2 Розрахунок прохідки нарізних виробок

1.14.3Розрахунок прохідки та розвороту дучок

1.14.4 Розрахунок горизонтальної підсічки рудного масиву

1.14.5 Розрахунок збільшення компенсаційного простору

1.14.6 Обвалення масиву

1.14.7 Техніка безпеки при прохідці виробок блоку

2. Спеціальна частина

2.1 Поняття про масовий вибух в підземних умовах (шахті)

2.2 Проектування масового вибуху

2.3 Перевірка та підготовка блоку до масового вибуху

2.4 Технічний розрахунок масового вибуху та розпорядок його проведення

2.4.1 Технічні показники масового вибуху

2.4.2 Доставка та транспортування ВМ до місця заряджання

2.4.3 Небезпечні зони по дії УВВ на період підготовки та виконання масового вибуху на час заряджання. Розрахунок ел.вибухової мережі

2.4.4 Вибух, провітрювання та перевірка блоку після вибуху, допуск робітників

2.5 Техніка безпеки при підготовці та виконанні масового вибуху

3. Організація виробництва

3.1 Річний та добовий режим роботи проектуємого блоку. Графік виходів робітників

3.2 Організація робочого місця та організація праці підривника.

3.3 Форми та системи оплати праці робітників, керівників та спеціалістів

4. Економіка виробництва

4.1 Планування фонду оплати праці робітників, керівників та спеціалістів

4.2 Розрахункові техніко -економічні показники

5. Заходи щодо охорони праці та навколишнього середовища

5.1 Заходи щодо охорони праці на прохідницьких роботах у блоці

5.2 Заходи щодо охорони праці на очисних роботах у блоці

5.3 Заходи з боротьби із пилом, шумом, газами та вібрацією

5.4 Загальні положення плану ліквідації аварії

5.5 Заходи для охорони навколишнього середовища

Перелік використаної літератури

Вступ

Обсяги видобутку залізної руди визначаються тенденціями розвитку металургійної промисловості, що в останні роки зазнала значних змін, обумовлених науково-технічним прогресом в основних галузях національної економіки держави, ускладненням і поглибленням торгово-економічних зв'язків між окремими країнами і цілими регіонами. Все більш визначальним характером розвитку залізорудної промисловості стають екологічні вимоги.

В умовах переходу галузі на рейки ринкової економіки наша країна може стати одним з ведучих постачальників корисних на світовий ринок. Подальше розширення сировинної металургії, підвищення ефективності видобутку руди і зниження її собівартості, підвищення якості продукції і забезпечення конкурентноздатності гірничодобувних підприємств - актуальні задачі сучасної гірничої науки.

Переоцінка мінерально-сировинних залізорудних родовищ є вибір раціональних шляхів їхнього освоєння обумовили комплексний підхід до використання залізорудних родовищ.

Одним з основних питань раціонального використання запасів надр - вибір оптимального розкриття родовища та технології його розробки включаючи в себе економічну оцінку кількісних і якісних витрат корисних копалин.

На вибір раціональних засобів та технології відпрацювання впливають природні, технічні, організаційні, галузеві та економічні фактори. Невід'ємними вимогами для одержання принципово вірної оцінки технології відпрацювання родовищ є вірне рішення основних питань відпрацювання родовищ - визначення засобів розробки, продуктивності підприємства, схеми розкриття, схеми розробки.

В теперішній час питання раціонального використання запасів мінеральної сировини, підвищення ступеню вилучення корисних копалин із надр шляхом подальшого підвищення технології розробки родовища, встановлення оптимальних параметрів систем розробки загублених запасів руди представляють актуальну задачу, потребуючи подальшого вивчення.

1. ЗАГАЛЬНА ЧАСТИНА

1.1 Коротка гірничо-геологічна характеристика району та родовища

родовище порода руда шахта вибух

Географічне розташування

Родовище багатих залізних руд ВАТ «Суха Балка» розташовано на території Жовтневого району м. Кривого Рогу Дніпропетровської області України.

Гірський відвід займає площу близько 4 км (довжина 3,5км., ширина 1,1км.). На півдні гірського відводу розташований кар'єр №2 ВАТ «ЦГЗК», що розробляє не окислені кварцити п'ятого і шостого залізистих шарів. На півночі гірського відводу проходить комунікаційний коридор, що зв'язує вище вказа-ний комбінат з житловим масивом, що знаходиться в лежачому боці родовища. У західній частині родовища (у глибокому висячому боці) проходять комунікації кар'єру №1 ВАТ «ЦГЗК».

Рельєф родовища в минулому представляв рівнину з невеликими балками Глеювата і Роковата, що мають пологий ухил на схід у бік річці Саксагань. У даний час поверхня гірничого відводу ускладнена відвалами , кар'єрами і зонами обвалення.

Клімат району континентальний. Середньорічна температура повітря за останні 10 років складає 10°С.

Максимальна глибина промерзання ґрунту 0,5-1,0м. Середньорічна кількість опадів не перевищує 450мм. Вітри переважно східні, північно-східні і рідше північні.

Гірничо-геологічна характеристика родовища

У складі метаморфічного комплексу з сходу на захід відокремлено 5 світ: новокриворізька, скелеватська, саксаганська, гданцівська та глеюватська.

На породах сакса ганської світи з тектонічним та кутовим неузгодженнями залягають породи гданцевської світи - графітит-карбонат-слюдкові, графіти-кварц-біотитові сланці, метапесчаники, карбонатні породи.

Горизонтальна потужність пород світи приблизно 1000м.

За останніми даними товща метаморфічних порід Саксаганського басейну представляє собою монокринальну структуру субмеридіального простягання по азимуту 20-25 з північно-західним падінням під кутом 45-65°.

Залягання порід ускладнено розривними порушеннями та складчастістю вищих порядків. Найбільш крупними розривними порушеннями являються Саксаганський розлом та Східне насування.

Саксаганський розлом у районі родовища представляє складночешуйчату зону потужності від 30…50 до 100…120м.

Східне насування простежується по контакту порід склеюватської та сакса ганської світ. Простягання насування на північ-північно-східне по азимуту 20-30.

Крім крупних подовжніх порушень, на родовище спостерігаються більш дрібні субширотно, субмеридіальні та діагональні порушення.

Поклади багатих залізних руд родовища пов'язані з залізистими кварцитами п'ятого та шостого залізистих шарів сакса ганської світи.

Рудні поклади зазвичай приурочені до контактів залізистого шару з п'ятим та шостим шарами, інколи займають проміжне положення. У п'ятому залізистому шарі зустрічаються дільниці з оруденінням на повну потужність шару. Рудні проклади мають змінну форму часто виклинюються чи зливаються один з одним як по простяганню, так і по падінню.

Гідрогеологія

У межах родовища ВАТ «Суха Балка» підземні води присвячені кристалічними та осадовими породам.

Підземні води кристалічних порід пластово-тріщинуватого типу. Ці води поширені в породах верхньої, середньої та нижньої світи.

За даними спостережень за поглибленням промивної рідини та виходу керна в процесі буріння свердловин, геофізичних досліджень, режимних спостережень за характером, величиною та хімічним складом підземних вод, що надходять у гірничі виробки шахти, встановлена різна тріщинуватість, пористість, а отже і водоносність порід та руд родовища.

Породи нижнього горизонту обводнені незначно. Водоносність порід при розкритті їх гірничими виробками виявляється у виді слабого капежа і тільки з верхньої зруйнованої частини спостерігається сильний капіж з дебетом 1-3м3/годину, в одиночних випадках з окремих тріщин до 10м3/годину. Питомі дебіти свердловин, що розкрили породи нижнього горизонту змінюються від 0,009 до 0,026м3/год.

Породи середнього горизонту обводнені нерівномірно.

За даними буріння свердловин і геофізичних досліджень зони поглинання промивної рідини та низького відсотку виходу керна (від 0 до 30%) встановлені на глибині понад 1500м у різних літологічних різницях порід середнього горизонту. Це дає підстави припускати, що на цих глибинах зменшення водоносності не очікується.

Серед порід середнього горизонту найбільш обводнені поклади багатих руд, що володіють високою пористістю (15-35%), а також кварцити п'ятого та шостого залізистих шарів. Менш обводнені, не зачеплені вивітрюванням слаботрішінуваті шари сланців.

Середньорічні припливи, за останні 10 років роботи шахт ВАТ «Суха Балка», коливається в межах від 100 до 120м3/год, максимальні досягають до 150-170м3/год.

Розкриття рудних покладів і тектонічних зон супроводжується проривом води та виносом пливунної маси.

Для попередження та запобігання раптових проривів води при проходці гірничих виробок передбачається буріння випереджальних розвідницьких свердловин.

Джерелом обводнення окремих ділянок шахтного поля можуть бути незатампоновані розвідницьких свердловин. Надходження води з таких свердловин викликає ускладнення особливо при випусканні руди. Тому при розкритті гірничими виробками таких свердловин необхідно виконувати тампонажні роботи.

Породи верхнього горизонту - сланці, піщаники та конгломерати, що залягають у висячому боці рудних покладів обводненні незначно. Питомі дебіти свердловин, що розкрили ці породи, змінюються від 0,0014 до 0,164м3/год.

Підземні води в осадових відкладеннях присвячені до четвертинних суглинків та неоген них пісків.

Води безнапірні.

1.2 Річна потужність шахти та термін її існування

По типу покладу та характеристиці визначаємо балансові запаси руди. По величині річного пониження робіт визначаємо річну потужність шахти:

Аріч = Sкор * hріч * y * Kвил / 1 - в

= 27000 * 25 * 3,7 * 0,86 / 1-0,075 == 2322000 т/річ (1.2.1)

де: Аріч - річна потужність шахти, т/рік

Sкор - корисна площа покладу,

Sкор = m * L = 15 * 1800 = 27000м2(1.2.2)

де: L - довжина покладу за простиранням 1800м,

m - середня горизонтальна потужність 15м,

hрічн - річне пониження гірничих робіт(м/рік) приймаємо h= 25м/річн,

в - коефіцієнт разубоження 7,5% (табл. 1.2.1),

Квил - коефіцієнт вилучення 86,2% (табл.1.2.1).

Коефіцієнт вилучення та разубоження беруться за даними праці гірничорудних підприємств. За виробничими даними шахт Кривбасу коефіцієнт вилучення та разубоження складає:

Таблиця 1.2.1 Коефіцієнти вилучення та разубоження

№ пор.	Назва шахти	Кв , %	П, %	в, %
1	2	3	4	5
1	Шахта ім. Леніна	83,6	16,4	4,2
2	Шахта «Гвардійська»	85,2	14,8	8,9
3	Шахта «Ювілейна»	86,2	13,8	7,5
4	Шахта ім. Фрунзе	86,0	14,0	7,5
5	Шахта «Октябрьська»	91,8	8,2	8,7
6	Шахта «Родіна»	85,9	14,1	8,8
7	Шахта ім. Артема	83,6	16,4	7,3
8	Шахта ім.Орджонікідзе	86,1	13,9	15,9

За загальними запасами покладу та річною потужністю шахти визначається термін роботи шахти.

Тшахти = Тр + Тп + Тз = 3 + 17 + 5 = 25 років(1.2.3)

де: Тр - час розгортання робіт - досягнення шахтної проектної потужності, приймаємо 3 роки;

Тп - час відпрацювання запасів покладу при праці шахти із заплано-ваною проектною потужністю;

Тз - час затухання робіт, доробка запасів, приймаємо 5 років.

Тп = Qб * Кв / Арічне * (1 - в) = 40 500 000*0,86/2300000*(1-0,075)=17років (1.2.4)

де: Qб - балансові запаси покладу;

Qб = S кор. * Нз = 27000*1500=40500000т/рік. (1.2.5)

Таблиця 1.2.2. Норми технічного проектування підземних рудників

Проектна потужність шахти, млн.т/рік	0,5-1,0	1,0-3,0	3,0-5,0	5,0-7,0	7,0-10,0	Більше 10,0
1	2	3	4	5	6	7
max термін існування шахт, років	20	25	30	35	40	45

Запаси багатих руд у поверсі 1100-1180м. на початок відпрацювання складали 11328 тис.тон, рудна площа 38310кв.м, вміст заліза у рудному масиві 58,0%, об'ємна вага руди 3,7тон.м3.

У поверсі 1180-1260м. запаси складали 9567тис.тон,рудна площа 32330кв.м, вміст 58,5. Усього у здвоєному поверсі 20895тис.тон, рудна площа 35320тис.кв.м. Проектний річний обсяг видобутку у межах 3,4 млн.тон, при цьому річне зниження складе 25м. Коефіцієнт витягу складає 0,94.

Фактичні обсяги гірничого виробництва за минулий 2007рік склали:

1. Видобуток2 290 000т

2. Вміст заліза58%

3. Гірничо капітальні роботи502м.п.

4. Гірничопідготовчі роботи570м.п.

5. Нарізні роботи 20000м.п.

6. Глибоке буріння154м.п.

1.3 Розкриття родовища

В даний час основними розкриваючими виробками є стволи шахт: «Ювілейна», «Центральна» у центрі родовища та ствол ш. «Південна» на південному фланзі гірничого відводу.

Розкриття горизонтів здійснюється здвоєними поверхами загальною висотою 160м. з перепуском руди з проміжного на основний горизонт рудопід'ємного ствола ш. «Ювілейна».

Розкриття здвоєними поверхами дозволяє збільшити інтенсивність відпрацювання родовища, скоротити термін підготовки горизонтів, а також зменшити капітальні витрати приблизно на 10-15%.

В результаті проведених наукових досліджень для ВАТ «Суха Балка» отримана наступна залежність:

Н пов = Нф * (Вк - 0,63) / Х * К, м.(1.3.1)

де: Х - коефіцієнт постійних експлуатаційних витрат на 1 тону балансових запасів руди, що погашаються;

К - подорожчання собівартості видобутку при зниженні гірничих робіт на 1м;

Нф - фактична висота поверху,м;

Вк - капітальні витрати на розкриття поверху по варіанту з концентраційним поверхом висотою Нф.

В результаті статистичної обробки визначені параметри:

- Х = 0,6;

- К = 0,00290грн./тону;

Для схеми розкриття концентраційним поверхом при Нф = 75м, Вк = 0,78грн./т.

При цьому середня оптимальна висота одинарного поверху буде дорівнювати:

Нов. = 75*(0,78 - 0,63)/ 0,6 * 0,00290 = 80,4м-прийнята висота поверху 80м.

Результати розрахунків виконані стосовно до розглянутих умов (глибина розробки, поверхова рудонасиченість, річна потужність) показали, що найбільш високі техніко-економічні показники відповідають поверху висотою 160м, яка і прийнята на шахті.

Така схема розкриття, гірничогеологічні умови і будівлі покладу, визначають розташування горизонтів на відмітках:

- 1180м - проміжний горизонт;

- 1260м - основний горизонт.

Наступні горизонти пройдені на відмітках 1340м, 1420м та 1500м.

Руддвори прийняті та виконані з застосуванням кільцевої схеми відкоту.

1.4 Розкриття і підготовка поверху

Розкриття поверхів виконується шляхом проведення у напрямку покладу горизонтальних розкриваючи виробок (квершлагів) та польових відкотних штреків.

Підготовка покладу до виїмки здійснюється ортами, що проходяться на відстані 60м. один від другого.

Розкриття горизонтів виконується поверхово з улаштуванням водовідливного комплексу та бункера для руди на кожному відкотному горизонті.

Квершлаг ш. «Ювілейна» пройдений як двухколійна виробка з урахуванням інтенсивності відкочування руди.

Польові відкотні штреки - одноколійні виробки в основному закріплені металевим піддатливим кріпленням.

У центрі покладу прийнята кільцева схема відкочування, на флангах тупикова, що спричинило за собою прохідку додаткових виробок для виконання маневрових робіт.

1.5 Аналіз застосованих систем розробки

Очисні роботи на ш. «Ювілейна» на даний час ведуться у поверхах 1100-1180м, 1180-1260м. Рудний поклад вище горизонту 1100м цілком відпрацьований. Порожнечі, утворені у результаті очисної виїмки, цілком погашені заваленими породами.

Рудний поклад на горизонті 1180м розкритий, ведуться підготовчі, нарізні та очисні роботи.

При відпрацюванні рудних покладів на шахті застосовується під поверхо-во-камерна система розробки і системи підповерхового обвалення. Враховуючи на зростаючий гірничий тиск, у результаті збільшення глибини розробки, на шахті спостерігається тенденція до відпрацювання покладів системами з обваленням порід, що налягають. Питома вага застосованих систем розробки на шахті складає підповерхово-камерні - 20% та поверхове обвалення - 80% (дані технічного відділу).

Вибір системи розробки залежить від характеристики рудовміщуючих порід, їхньої міцності, стійкості, вмістом корисного компоненту.

Відпрацьовування рудних покладів з відбиванням руди веєрами глибоких свердловин доцільно вести при потужності покладу 20-40м, поверхово-камерною системою і кута падіння 50-70°. Руда та породи, що вміщують, повинні бути стійкі, породи висячого боку міцністю 10-16 по шкалі професора Протодьяконова. Сутність системи полягає в відбиванні камерного запасу вертикальними веєрами глибоких свердловин на горизонтальний чи вертикальний підсічний простір. Після відпрацювання камерного запасу виконується обвалення стелини, веєрами глибоких свердловин, разом з тимчасовим ціликом.

При виконанні масових вибухів по стелині та тимчасовим ціликом передбачається розрахункове уповільнення, для скочування чистої руди на прийомні воронки. Довжина камери 45м, висота з підсіканням 65м, товщина стелини 10м, потужність МКЦ 15м.

Достоїнства системи полягають у невеликій витраті нарізних робіт на одну тисячу тон добутої руди, високою продуктивністю очисного вибою, вищою чим в іншій системах продуктивністю праці одного робітника, порівняно не високі витрати та засмічення руди. До недоліків системи можна віднести неможливість її застосування при нестійких породах, що вміщують, та руди, а також на великих глибинах через виникаючу небезпеку самообвалення оголення в камері, у результаті гірничого тиску, що збільшується, складності відпрацювання МКЦ, постійної погрози само обвалення порід висячого боку, можливості руйнування прийомного горизонту при тривалому терміну служби. По дослідженням НДГРІ застосування поверхово-камерних систем розробки на великих глибинах недоцільно. На шахті «Ювілейна» дана система не застосовується. Під поверхово-камерні системи застосовуються в рудах міцністю 3-6, вміщуючи породах середньої стійкості, на порівняно великих глибинах.

При застосуванні цієї системи поверх поділяється на дві частини з таким розрахунком, щоб висота відпрацьованого блоку була не більше 40м. У залежності від стійкості руди компенсаційний простір у блоці може досягати 50% від обсягу блоку. Масив руди обрушається в один захід на компенсаційний простір. Довжина блоку приймається 60м., з торцевих сторін якого залишають тимчасові міжкамерні цілики (ТМЦ), що руйнуються одночасно з посадкою стелини. Дана система може застосовуватись у більш слабких та менш стійких рудах і породах, що вміщують, чим поверхово-камерна система. Під поверхово- камерна система більш безпечна за умовами обвалення порід, що вміщують, термін відпрацювання менше чим поверхово- камерною системою. До недоліків цієї системи можна віднести: порівняльно велика витрата нарізних робіт на 1000тон добутої руди, порівняно на високу продуктивність праці робітників по видобутку руди, порівняно високі показники вилучення руди. У рудах слабої стійкості та хитливих, коли за умовами гірничого тиску припустимо виконання тільки компенсаційного простору обсягом 20-30% від обсягу відпрацьованого підповерху, достатнього для розпушення обрушуємого рудного масиву в підповерсі, застосовується система підповерхового обвалення. Сутність системи складається в відбійці рудного масиву веєрами глибоких свердловин на горизонтальний компенсаційний простір. Рудний масив руйнується одночасно. Висота поверху може бути поділена на два чи три підповерхи. У застосованій системі на шахті поверх поділяється на два підповерха так , що висота підповерха не перевищує 40м. Блок, що відпрацьовується, розташовується між ортами -заїздами. З торцевих сторін блоку залишають тимчасові цілики, що руйнуються одночасно з масивом. Достоїнства системи у тому, що вона може застосовуватися у слабких, хитливих рудах та породах, що вміщують на великих глибинах. До недоліків можна віднести : великі витрати нарізних робіт на 1000тон руди, що добуваються , невисоку продуктивність праці робітників зайнятих на видобутку руди, порівняно високі показники видобутку руди (див. таблицю техніко-економічних показників по системі).

Таблиця 1.5.1 Техніко-економічні показники

Найменування показників	Поверхово- камерна	Підповерхово- камерна	Підповерхове обвалення
1	2	3	4
Витрати нарізних робіт	4	6	7
Продуктивність робітників по системі	55	51	35
Втрати,%	15	16	16
Разубоження	8	8	9,5

1.6 Підйом руди

Головним стволом на шахті є ствол ш. «Ювілейна».

Ствол шахти пройдений круглим перетином діаметром у світлі 7,5м. Кріплення ствола бетонне, товщина кріплення коливається від 250 до 400мм в залежності від міцності пересічних порід.

Армировка металева, головні розстріли виконані з двотаврових балок №36с.

Провідники коробчаті і зварені з розмірами у плані 200 х 200 х 16мм у скіповому відділенні та 160 х 160 х 12мму клітьовому і контро вісному відділенні. Оснащення ствола виконано по типу шахти «Батьківщина».

Скіпова підіймальна установка обладнана двома 50т. скіпами.

Технічна документація скіпа розроблена інститутом НДПІ - рудмаш, з наступними параметрами:

- геометрична ємкість кузова21,5куб.м;

- маса скіпа47,5т;

- габаритні розміри скіпа:

ширина - 1900мм;

довжина - 2350мм;

- максимальна висота (безпричипного пристрою)18500мм;

- максимальна вантажопідйомність скіпа при об'ємній вазі корисної копалини 2,5т/куб та коефіцієнтом об'ємного заповнення К=0,93кг - 50т.

- кількість головних канатів 8шт;

- кількість урівноважувальних канатів 4шт.

Скіпова машина багатоканатного типу МК 5 х 8. Привід машини складається з двох електродвигунів ПП 4300 / 55, потужністю по 4300 кВт кожний, який має швидкість обертання 55 оборотів на хвилину та напругу 840В.

Максимальна швидкість підйому складає 14м/сек..

На шахті діють наступні околоствольні двори:

1) скіпо-клітьовий та околоствольний двіргор.1020м.;

2) скіпо-клітьовий та околоствольний двіргор.1100м.;

3) скіпо-клітьовий та околоствольний двіргор.1180м.;

4) скіпо-клітьовий та околоствольний двіргор.1260м.;

5) скіпо-клітьовий та околоствольний двіргор.1340м.

Скіпові околоствольні двори представлені двома рівнобіжними галузями, на кожній з яких встановлений круговий перекидач на два глухих 10т. вагона з пропуском електровозу. Також там передбачувані камери зрошування, електрична підстанція, матеріальні комори, підземна лабораторія визначення якості руди, електроустаткування перекидачів.

Для забезпечення продуктивності горизонту в скіповому околоствольному дворі прийнята кільцева схема відкочування .

Завантаження скіпів виконується на гор.1294м, із дозаторного пристрою попередньо пройшовши дробарний комплекс. Скіпа розвантажуються в копрі баштового типу на відмітці 43м., далі проходячи через ДСФ руда конвеєрним транспортом доставляється на резервний склад готової продукції.

1.7 Транспортування руди та породи

На шахті застосовується один вид транспортування електровозне відкочування. Для відкочування руди та породи як на основному, так і на допоміжному горизонті застосовуються електровози типу К-14 і вагони з глухим кузовом типу ВГ - 4,5, при напрузі в контактній мережі 250В.

На кожному горизонті при максимальному видобутку 70% від загальної річної продуктивності передбачувана 13 електровозів (з них 2 резервних).

В центральній частині шахтного поля, представленого більш могутньою ділянкою родовища, підготовка виконана за кільцевою схемою; у південній частині родовища, у зв'язку з невеликою потужністю рудних покладів, підготовка блоків до очисної виїмки виконана з урахуванням відкочування вантажів за тупиковою схемою. Останнє визначило проходку додаткових ортов-заїздів, що дозволяють змінювати напрямок руху, і таким чином, забезпечується постійне перебування електровозу в голові составу. Завантаження вагонів рудою виконується з рудо випускних підняттєвих виробок обладнаних автоматизованих шахтними люками типу АШЛ-1.

Завантажені вагони по штрекам та вантажні колії відкаточного квершлагу обох горизонтів направляються безпосередньо до рудопідйомного ствола ш.«Ювілейна».

Околоствольні двори шахти обладнані двома скіповими комплексами. Кожен комплекс оснащений одним перекидачем з пропуском електровозу, розрахованим на розміщення двох вагонів типу ВГ-4,5. Застосування перекидачів з пропуском електровозу значно скорочує час маневрових операцій і збільшує продуктивність розвантажувального пункту.

Для прийому порожніх порід для прийому нових виробок та горизонтів служить породний бункер на одне відділення в стволі ш. «Центральна» на горизонті 1260м. Околоствольний двір включає одну скіпову установку, оснащений перекидачем на одну вагонетку типу ВГ-4,5. Для доставки людей передбачувані спеціальні вагони на 18 посадкових місць. Доставку устаткування та матеріалів здійснюють на спеціальних платформах.

1.8 Вентиляція шахти

В даний час провітрювання гірничих робіт рудника здійснюється за наступною схемою.

Свіжий струмінь повітря на робочий горизонт надходить по стволам шахт: «Ювілейна», «Південна», «Центральна». Потім, по квершлагам, відкотним штрекам та ортам свіже повітря направляється у робочі блоки.

Відпрацьований струмінь повітря із шахти на поверхню видається по стволам шахти «Північно-вентиляційна» та шахти №9.

В період відпрацювання горизонту 1180м. схема провітрювання гірничих робіт залишається незмінною. Свіже повітря подається по рудопідйомному стволу ш. «Ювілейна» та допоміжних стволах ш. «Центральна» і «Південна».

Вихідний струмінь повітря центральної та південної частини шахтного поля видається по стволу шахти №9 у комплексі з похилим стволом шахти «Сліпа вентиляційна №9»; а з північного по стволу шахти «Північна - вентиляційна». Провітрювання гірничих робіт здійснюється усмоктувальним способом за рахунок роботи головних вентиляторів, встановлених на поверхні стволів шахт №9 та «Північно-вентиляційна».

Для поліпшення умов провітрювання гірничих робіт передбачена прохідка збірного вентиляційного штреку на горизонті 1180м і установка аспірацій них пристроїв у запилених місцях.

В даний час кількість повітря для провітрювання діючих горизонтів ВАТ «Суха Балка» визначається по швидкості вентиляційного струменя, що забезпечує активний винос газів та пилу з діючих та резервних вибоїв. При відпрацюванні родовища температура повітря не перевищує +26°, тобто не вище межи, регламентованого ЄПБ.

Численними дослідженнями та спостереженнями встановлено, що оптимальним заходом створення нормальних кліматичних умов на робочих місцях при відпрацюванні родовища до горизонту 1500м. є збільшення швидкості руху вентиляційного струменю. Величина оптимальної швидкості руху вентиляційного струменя при зміні температури повітря у діапазоні від 20-28° змінюється від 0,25-2,5м/сек.

Науково-дослідним інститутом гігієни праці та профзахворювання ці сполучення температури і швидкості руху повітря рекомендуються в якості оптимальних для роботи середньої тяжкості на глибоких горизонтах залізорудних шахт, до яких відноситься і шахта «Ювілейна».

Відповідно до виконаних розробок НДІГП величина геометричного ступеню для Криворізького басейну складає 100м./1°.

Приймаючи до уваги вище зазначений градієнт, температура порід та повітря у досить віддалених від ствола вибоях на обрії 1180м складає:

Т = Н * Ц + М = 1180 / 100 + 10 = 21,8 °;(1.8.1)

де: Н - глибина залягання горизонту;

М- середня багаторічна температура ґрунту на глибині більше 1м

(для Кривбасу дорівнює +10 °);

Ц - геометрична ступінь, м/градус.

При температурі 21,8° швидкість руху повітря на робочих місцях повинна складати не менш 0,32м/сек.

Швидкість руху струї повітря в очисних вибоях повинно бути не менш 0,5м/сек., а у підготовчих та нарізних виробках не нижче 0,25м/сек.

Швидкість руху повітря не повинна перевищувати наступних норм:

- в очисних та підготовчих виробках 4м/сек.;

- в квершлагах та головних відкотних штреках 8м/сек.;

- в стволах,по яким виконується спуск та підйом людей та вантажів 8м/сек.

- в усіх ін. виробках 6 м/сек.

З обліком вище викладеного на ділянках де на випуску доставки руди працюють машини та механізми з електричними та пневматичними двигунами , швидкість руху повітряного струменю приймається по пиловому фактору, тобто 0,5м/сек.

1.9 Водовідлив

Приплив води при відпрацюванні родовища складає:

- нормальний - 550куб.м/год;

- максимальний - 800куб.м/год.

Головний водовідлив розташований на горизонті 1340м, головна перекачувальна високонапірна водовідливна установка на горизонті 940м. Параметри насосної камери гор.1340м визначені з умов розміщення на ній насосних агрегатів типу ЦНС продуктивністю 300куб.м /год, а також іншого необхідного устаткування.

Ємкість водозбірника (2800куб.м) головного водовідливу горизонту 1340м визначена відповідно до вимоги ЄПБ і розрахована на прийом нормального припливу води, що надходить на протязі 4 годин.

Для забезпечення нормальної роботи шахти крім головного водовідливу, передбачуваний ряд допоміжних і тимчасових водовідливних установок.

Кількість тимчасових водовідливних установок, місця їхнього розташування, і типи насосів напрямку потоків, визначається безпосередньо в залежності від розвитку гірничих робіт та водопритоків ділянок шахтного поля.

Шахтні води відкачуються у відстійники для очищення, і далі по системі трубопроводів подається для повторного використання.

1.10 Енергопостачання, освітлення та пневмогосподарство

В даний час енергопостачання ВАТ «Суха Балка» здійснюється від підстанції 154/6 кВт, що живиться підпайкою від двох ланцюгової повітряної ЛЕП - 154 кВт, підстанція 154/35/6 кВт «Першотравнева» - підстанція 154/35/6 кВт «Гвардійська».

По ступеню безперебійності живлення електроенергію споживачі шахти віднесені до різних категорій.

До споживачів першої категорії відносяться:

- шахтні водовідливні установки;

- шахтні підіймальні установки та вентилятори;

- СЦБ.

До споживачів другої категорії відносяться:

- підземний електротранспорт;

- калориферна установка.

Усі інші споживачі відносяться до третьої категорії.

Розподіл електроенергії в підземних виробках здійснюється від центральної підземної підстанції (ЦПС)горизонту 940м шахти.

ЦПС одержує живлення по двома робочими введенням 6кВт підстанції 154/6 «Суха Балка» по стволу ш. «Ювілейна».

Від ЦПС горизонту 940м одержують живлення: головний водовідлив гор.940м та підстанція околоствольного двору гор.1020м, від якого живляться підстанції околоствольного двору гор.1100,1180,1260 та 1340м.

Живлення зазначених підстанцій виконано по двом робочим введенням по стволам шахти «Центральна» та «Ювілейна».

Тягові підстанції шахтного поля гор.1100,1180,1260м живляться відповідно від підстанцій околоствольних дворів 1100,1180,1260м.

Від тягових підстанцій одержують живлення дільничні підземні підстанції.

Живлення електроенергії напругою 0,4кВт електроприладів дільничних механізмів здійснюється від дільничних підземних підстанцій через групові розподільчі пункти (ГРП). Кожен ГРП обладнаний фідерним автоматом КТ 60-48.

Освітлення підземних гірничих виробок передбачено відповідно до вимог «Єдиних правил безпеки при розробці рудних, нерудних та розсипних родовищ підземним способом» напруга в освітлювальній мережі основних відкотних виробок 127В, а на підповерхах і у вибоях 36В. Світильники прийняті у рудничному виконанні.

Подача стислого на гірничі роботи здійснюється з компресорної станції розташованої на території промислової площадки шахти «Південна». Стисле повітря подається по трубопроводам від компресорної діаметром 800мм, а далі стволу шахти «Ювілейна» діаметром 700мм.По гірничим виробкам діаметр трубопровода змінюється від 500мм на основних виробках до 100мм на підповерхах. Робочий тиск для пневматичних двигунів та бурових машин складає 5 атмосфер.

Для буріння глибоких свердловин і штангових шпурів використовується шахтна вода, що відкачується на вищележачий горизонт і по трубопроводам, під тиском від перепаду висоти , надходить у робочі вибої. Діаметр водопроводів змінюється від 219мм на основних виробках до 50мм на підповерхах.

1.11 Геологічна характеристика ділянки

Ділянка покладу , в осях 19-25 являє собою пластообразне рудне тіло, що залягає у 5му залізистому горизонті. Морфологія рудного тіла дуже мінлива, як з боку висячого боку, так і у центрі рудного тіла. Середня потужність рудного тіла 30м, кут падіння покладу 55°.

Ділянка представлена багатими мартитовими рудами міцністю 5-6 , середньої тріщинуватості, нижче середньої стійкості. Місцями руда сильно мінералізована і частково окварцована. Висячий бік представлений мартитовими роговиками, міцністю 10-12, середньої тріщинуватості, середньої стійкості. Підстилається поклад гідро гематитовими роговиками 5го сланцевого горизонту міцністю 9-10 сильної тріщинуватості, слабкої стійкості.

Середній вміст заліза в масиві 58,0%.

Середній вміст в породах висячого боку 38,0%.

1.12 Вибір та обґрунтування системи розробки

Для відпрацювання покладу у вісях 19-25 гор.1100-1180м шихти «Ювілейна» приймаємо систему підповерхового обвалення, що відповідає практиці застосування систем на шахті та рекомендаціями НДГРІ на вибір систем розробки на великих глибинах.

Обрана система розробки даної ділянки покладу відповідає гірничогеологічним умовам. Поклад представлений багатими мартитовими рудами міцністю 5-6 , середньої тріщинуватості, нижче середньої стійкості. Висячий бік представлений мартитовими роговиками, міцністю 10-12, середньої тріщинуватості, середньої стійкості. Лежачий бік покладу сильно тріщинуватий, низької стійкості. Застосування у таких умовах поверхово-камерної системи неможливо. Система підповерхового обвалення за своїми показниками відпрацювання покладу найбільш повно відповідає вимогам безпеки робіт та повноту виїмки корисної копалини, економічно буде вигідна та безпечна для виконання гірничих робіт у блоці та очисної виїмці.

1.13 Вибір параметрів блоку

Для покладу у вісях 19-25 гор.1100-1180м приймаємо наступні параметри блоку, що підтверджені практикою шахти і відповідають «Типовим паспортам систем розробки для рудників Криворізького басейну», розроблених НДГРІ.

Висота поверху80м

Висота підповерху40м

Кількість підповерхів 2

Довжина блоку 60м

Потужність тимчасового цілика 10м

Відстань між ортами -заїздами60м

Відстань між ортами скреперування12м

Відстань між випускними дучками5м

Висота випускних дучок7,5-8м

Довжина очисного простору20м

ЛНО між веєрами свердловин3,5м

ЛНО між кінцями свердловин3м.

1.14 Розрахунок системи розробки. Порядок виконання робіт у блоці

В першу чергу проходяться орти-заїзди 19-25 на гор.1180м з орт-заїздів засікають вентиляційно-ходові підняттєві виробки ХВ-1, ХВ-2, що проходяться на вищележачий горизонт 1100м та служать для вентиляції блоку і як запасні виходи з нього. Крім того з ортов-заїздів проходяться рудозвалювальні і господарські підняттєві виробки. На горизонті доставки в першу чергу проходяться збійки між ходовими та рудозвалювальними підняттєвими виробками. Починається прохідка штреку, що акумулює, з якого засікають орти скреперування. В першу чергу проходиться орт скреперування в 19 вісі та вентиляційний штрек. В міру прохідки ортів скреперування засікають дучки з яких проходять буровий штрек і компенсаційні орти.

На гор.1170м в першочергово проходять виробки доставки: акумулюючий штрек з якого засікають орти скреперування, а також збійки між ходовими і рудо звалювальними підняттєвими виробками. При нарізці блоку в першу чергу проходять виробки необхідні для нормального провітрювання. В міру прохідки ортів скреперування засікають дучки перетином 1,5х1,5. Виробки доставки проходять перетином 6,2куб.м в прохідці під аркове металеве кріплення типу УПК -22-4,3. Буріння шпурів у забої здійснюється перфоратором ПП-50. Збирання породи виконується скреперними лебідками типу ЛС-17, ЛС-30. Вище горизонту доставки на 7,5-8м проходиться буровий штрек перетином 3х3м та компенсаційні орти для буріння веєрів глибоких свердловин. Форму, розміри та кріплення виробок застосовуємо у відповідності з типовими паспортами та урахуванням гірничогеологічних умов і прийнятій практиці на шахті.

Розрахунок систем розробки

Підготовка блоку починається з прохідки ортів-заїздів в вісях 19-25 на гор.1180м , перетином S = 8,5куб.м у світлі, в прохідці S = 11,6куб.м. Кріплення ортів-заїздів здійснюється арковим металевим податливим кріпленням типу УПК-22-8,5, виготовленого зі спеціального профілю. Такий вид кріплення при збільшенні гірничого тиску не руйнується, а за рахунок піддатливості витримує задані параметри перетину. Буріння шпурів у вибоях здійснюється самохідними буровими каретами УБШ, Для збирання породи в вагони застосовується машина ППН-3. Після прохідки ортів-заїздів в першу чергу проходяться ходові підняттєві виробки на усю висоту поверху, що при нарізці блоку служать також для провітрювання гірничих виробок. Підняттєві виробки проходяться прямокутним перетином, розміром 1,5х1,5м. На горизонті доставки в першу чергу проходяться збійки між ходовими та рудозвалювальнимими підняттєвими виробками. Починається прохідка штреку, що акумулює, з якого засікають орти скреперування. В першу чергу проходиться орт скреперування в 19 вісі та вентиляційний штрек. В міру прохідки ортів скреперування засікають дучки з яких проходять буровий штрек і компенсаційні орти.

На гор.1170м в першочергово проходять виробки доставки: акумулюючий штрек з якого засікають орти скреперування, а також збійки між ходовими і рудо звалювальними підняттєвими виробками. При нарізці блоку в першу чергу проходять виробки необхідні для нормального провітрювання. В міру прохідки ортів скреперування засікають дучки перетином 1,5х1,5. Виробки доставки проходять перетином 6,2куб.м в прохідці під аркове металеве кріплення типу УПК -22-4,3. Буріння шпурів у забої здійснюється перфоратором ПП-50. Збирання породи виконується скреперними лебідками типу ЛС-17, ЛС-30. Вище горизонту доставки на 7,5-8м проходиться буровий штрек перетином 3х3м та компенсаційні орти для буріння веєрів глибоких свердловин. Форму, розміри та кріплення виробок застосовуємо у відповідності з типовими паспортами та урахуванням гірничогеологічних умов і прийнятій практиці на шахті.

В міру закінчення прохідки бурових виробок буряться веєра глибоких свердловин. Очисні роботи починають вести після закінчення усіх нарізних робіт у блоці , та ведеться відстрілювання веєрів глибоких свердловин до границь між- камерних ціликів. По закінченню відстрілювання веєрів глибоких свердловин на компенсаційний простір виконується руйнування масиву руди. Очисна виїмка у блоці починається з утворення компенсаційного простору, яка виконується веєрами глибоких свердловин з бурового штреку та бурового орта.

На компенсаційний простір утворений в результаті відстрілювання веєрів глибоких свердловин виконується руйнування масиву блоку.

Лінія найменшого опору між веєрами свердловин приймаємо 3,5м, ЛНО між кінцями дорівнює 3м. Свердловини буряться верстатами глибокого буріння типу НКР -100М з діаметром 105мм. Заряджання свердловин прийнято розсипним ВВ, гранулітом 79/25, де 79% - селітри та 21% - тротилу, транспортно - зарядною машиною МТЗ -3 з ємкістю 3куб.м чи 2,2т ВВ.

Доставка руди по виробках скреперування з-під дучок здійснюються скреперними лебідками типу 30ЛС-2C, 55ЛС-2С на рудозвалювальну підняттєву виробку, з якої руда за допомогою вібролюків АШЛ вантажиться в вагони ВГ-4,5 та електровозом К-14 доставляється на перекидач.

Нові зразки гірничої техніки на шахті в даний час не застосовується, тому що іде їхня розробка та виготовлення.

1.14.1 Розрахунок підготовчих робіт

Розрахунок прохідки відкотного штреку

Умови проходки: S = 13,0м2, f = 10, L = 60м.

Обладнання: УБШ, бурова головка Б-106.01, ВГ - 4,5.

Матеріали: рельса Р - 33, УПК-17-9,8 через 1м.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 1,75 * 1,16 * 0,9 = 2,03м/зм,(1.14.1.1)

де: Ндов = 1,75м/зм - довідкова норма (СТНт.1.11);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

Кпопр = 0,9 - коефіцієнт враховуючий підноски ВМ;

б) визначаємо норму машиніста ППН - 3А

Н уб = Н дов * К часу / S = 71,94 * 1,16 /13 = 6,42м/зм,(1.14.1.2)

де: Ндов = 71,94м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.8);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

S = 13м3 - перетин виробки в проходці;

в) визначаємо норму кріпильника дільниці ВШТ для настилу колії

Н настилу = Н дов * К часу = 6,43 * 1,16 = 7,2м/зм, (1.14.1.3)

де: Ндов = 6,43м/зм - довідкова норма (СТНт.6.1);

г) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу * Кпопр = 1,48 * 1,16 * 1,1 = 1,72м/зм,(1.14.1.4)

де: Ндов = 1,48м/зм - довідкова норма (СТНт.5.40);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

Кпопр - поправний коефіцієнт.

Таблиця 1.14.1.1 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
Машиніст ППН	6,42	0,14	0,12	1,6	0,23	0,2
Машиніст електровозу	6,42	0,14	0,12	1,6	0,23	0,2
Робітник колії	7,2	0,1	0,09	1,6	0,16	0,14
Бурильник	2,03	0,32	0,28	1,6	0,51	0,45
Кріпильник	1,72	0,66	0,59	1,6	1,01	0,95

Таблиця 1.14.1.2 Графік організації робіт

Операції	Час	Кільк. робіт	1 зміна	2 зміна
			1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8
Прибирання породи	1,4	2
Кріплення	6,6	2
Настил колії	2,0	2
Буріння	5,0	2
Провітрювання	1,0

Організація робіт

У першу зміну виконується прибирання гірничої маси, після цього кріплення. Настил колії та буріння здійснюється у другу зміну.

Розхід матеріалів та енергії

1. Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур + q ппн * Т уб / l ух = 15*2*300 + 14*84/1,6 = 6360м3/м, (1.14.1.5)

де: q бур - розхід стислого повітря буровою кареткою;

t бур - час буріння;

q ппн - розхід стислого повітря навантажувальною машиною;

Т уб - час на прибирання;

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 2,3 * 13 = 30,40 кг/м(1.14.1.6)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 2,3 * 13 = 29,5 шт/м(1.14.1.7)

4. Розхід рельсової колії

Q р =33 * 2 = 66 кг/м(1.14.1.8)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 6,7 * 13 / 1000 = 0,087кг/м,(1.14.1.9)

де: q - розхід твердих сплавів, 6,7гр/м3

6. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 8,3кг/м

7. Розхід металевого кріплення

Q мет = 1км/м

8. Розхід бетонної плитки ПЗ

Q = 40шт/м

Розрахунок прохідки відкотного орту

Умови проходки: S = 11,6м2, f = 10, L = 130м.

Обладнання: УБШ, бурова головка Б-106.01, ВГ - 4,5.

Матеріали: рельса Р - 33, УПК-17-9,8 через 1м.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 2,98 * 1,16 * 0,9 = 2,95м/зм,(1.14.1.10)

де: Ндов = 2,98м/зм - довідкова норма (СТНт.1.11);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

Кпопр = 0,9 - коефіцієнт враховуючий підноски ВМ;

б) визначаємо норму машиніста ППН - 3А

Н уб = Н дов * К часу / S = 68,3 * 1,16 /11,6 = 6,83м/зм,(1.14.1.11)

де: Ндов = 68,3м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.8);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

S = 11,6м3 - перетин виробки в прохідці;

в) визначаємо норму кріпильника дільниці ВШТ для настилу колії

Н настилу = Н дов * К часу = 6,24 * 1,16 = 7,23м/зм, (1.14.1.12)

де: Ндов = 6,24м/зм - довідкова норма (СТНт.6.1);

г) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу = 0,959 * 1,16 = 1,10м/зм,(1.14.1.13)

де: Ндов = 1,48м/зм - довідкова норма (СТНт.5.40);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

Таблиця 1.14.1.3 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
Машиніст ППН	6,83	0,15	0,13	2,09	0,53	0,47
Машиніст електровозу	6,83	0,15	0,13	2,09	0,53	0,47
Робітник колії	7,23	0,14	0,13	2,09	0,5	0,45
Бурильник	2,95	0,33	0,31	2,09	1,23	1,1
Кріпильник	1,10	0,9	0,82	2,09	3,3	2,97

Таблиця 1.14.1.4 Графік організації робіт

Операція	Час	1 зміна	2 зміна	3 зміна
		1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8
Прибирання забою	2.65
Настил колії	3.35
Кріплення	7.0
Буріння та вибух	7.0
Провітрювання	1.0

Організація робіт

У першу зміну виконується прибирання гірничої маси та настил колії, після цього у другу зміну кріплення. Буріння здійснюється у третю зміну.

Розхід матеріалів та енергії

2. Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур + q ппн * Т уб / l ух = 15*2*420 + 14*219/2,09 = 7496м3/м, (1.14.1.14)

де: q бур - розхід стислого повітря буровою кареткою;

t бур - час буріння;

q ппн - розхід стислого повітря навантажувальною машиною;

Т уб - час на прибирання;

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 2,32 * 11,6 = 26,9 кг/м(1.14.1.15)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 2,24 * 11,6 = 26 шт/м(1.14.1.16)

4. Розхід рельсової колії

Q р =33 * 2 = 66 кг/м(1.14.1.17)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 9,83 * 11,6 / 1000 = 0,114кг/м,(1.14.1.18)

де: q - розхід твердих сплавів, 9,83гр/м3

6. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 8,3кг/м

7. Розхід металевого кріплення

Q мет = 1км/м

8. Розхід лісу

Q= 0,8куб.м.

Розрахунок прохідки вентиляційно-підняттєвої виробки

Умови проходки: S = 2,25м2, f = 10, L = 82м.

Обладнання: ПТ-48, ППН-3, ВГ - 4,5.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 1,6 * 1,16 * 0,9 = 1,67м/зм,(1.14.1.19)

де: Ндов = 1,6м/зм - довідкова норма (СТНт.1.11);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

Кпопр = 0,9 - коефіцієнт враховуючий підноски ВМ;

б) визначаємо норму машиніста ППН - 3А

Н уб = Н дов * К часу / S = 31,75 * 1,16 /2,25 = 16,37м/зм,(1.14.1.20)

де: Ндов = 31,75м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.8);

Кчасму = 1,16 - коефіцієнт, враховуючий 7 годинний робочий день;

S = 2,25м2 - перетин виробки в прохідці;

Таблиця 1.14.1.5 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
Машиніст ППН	16,37	0,06	0,05	2,38	0,12	0,10
Машиніст електровозу	16,37	0,06	0,05	2,38	0,12	0,10
Бурильник	1,67	0,59	0,53	2,38	1,42	1,27

Таблиця 1.14.1.6 Графік організації робіт

Операція	Час	1 зміна	2 зміна	3 зміна
		1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8
Прибирання забою	1,7
Буріння та вибух	4,3
Провітрювання	1.0

Організація робіт

У першу зміну виконується прибирання гірничої маси, після цього буріння та вибух.

Розхід матеріалів та енергії

3. Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур + q ппн * Т уб / l ух = 17*258 + 14*102/2,38 = 2443м3/м, (1.14.1.21)

де: q бур - розхід стислого повітря буровою кареткою;

t бур - час буріння;

q ппн - розхід стислого повітря навантажувальною машиною;

Т уб - час на прибирання;