Проектування масового вибуху в умовах рудника "Суха Балка"

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 8 * 2,25 = 18 кг/м(1.14.1.22)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 8 * 2,25 = 18 шт/м(1.14.1.23)

4. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 8,2 * 2,25 / 1000 = 0,018кг/м,(1.14.1.24)

де: q - розхід твердих сплавів, 8,2гр/м3

5. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 5,6кг/м

6. Розхід лісу

Q = 0,17куб.м

7. Розхід драбин

Q= 1,2м.др./м.

1.14.2 Розрахунок прохідки нарізних виробок

Розрахунок прохідки рудозвалювального підняттєвого

Умови проходки: S = 4,0м2, f = 10, L = 50м.

Обладнання: ПТ-48, ППН-3, ВГ - 4,5.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 3,95 * 1,16 * 0,9 = 4,5м/зм,(1.14.2.1)

де: Ндов = 3,95м/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 = 56,44 * 1,16 /4 = 16,37м/зм,(1.14.2.2)

де: Ндов = 56,44м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.8);

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

S = 4м3 - перетин виробки в проходці;

в) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу * Кпопр = 2,76 * 1,16 * 1,1 = 3,2м/зм,(1.14.2.3)

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

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

Кпопр - поправний коефіцієнт.

Таблиця 1.14.2.1 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	16,37	0,05	0,04	2,5	0,21	0,18
Машиніст електровозу	16,37	0,05	0,04	2,5	0,21	0,18
Бурильник	4,58	0,28	0,25	2,5	1,1	1,0
Кріпильник	3,2	0,22	0,19	2,5	0,9	0,8

Таблиця 1.14.2.2 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	2,0	1
Обладнання полків	7,0	1
Буріння	5,0	1
Провітрювання	1,0

Організація робіт

У першу зміну виконується прибирання гірничої маси, обладнання полків для прохідки. У другу зміну продовжується обладнання полків, після цього буріння та вибух.

Розхід матеріалів та енергії

4. Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур + q ппн * Т уб / l ух = 4,5*360 + 14*120/2,5 = 1320м3/м, (1.14.2.4)

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 = 3,65 * 4 = 14,6 кг/м(1.14.2.5)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 3,75 * 4 = 15 шт/м(1.14.2.6)

4. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 7,5 * 4 / 1000 = 0,03кг/м,(1.14.2.7)

де: q - розхід твердих сплавів, 7,5гр/м3

5. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 1,18кг/м

6. Розхід лісу

Q =0,20куб.м

Розрахунок штрека акумуляційного

Умови проходки: S = 6,4м2, f = 6.

Обладнання: ПП - 50, 30 ЛС - 2С, УПБ -1.

Матеріали: УПК - 17 -4,3.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника шпурів

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 1,67 * 1,16 * 0,95 = 1,65м/зм,(1.14.2.8)

де: Ндов = 1,67м/зм - довідкова норма (СТНт.1.6);

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

Кпопр = 0,95 - коефіцієнт враховуючий піднесення ВМ;

б) визначаємо норму гірничого робітника очисного вибою (ГРОВ)

Н гров = Н дов * К часу / S = 24,77 * 1,16 /6,4 = 4,49м3/зм, (1.14.2.9)

де: Ндов = 24,77м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.3);

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

S = 6,4м3 - перетин виробки в проходці;

г) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу = 2,12 * 1,16 = 2,45м/зм,(1.14.2.10)

де: Ндов = 2,12м/зм - довідкова норма (СТНт.5.6);

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

Таблиця 1.14.2.3 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
ГРОВ	4,49	0,20	0,18	1,81	0,36	0,33
Кріпильник	2,45	0,41	0,37	1,81	0,73	0,66
Бурильник шпурів	1,65	0,60	0,55	1,81	1,09	0,99

Таблиця 1.14.2.4 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	2.38
Кріплення	4.63
Буріння та вибух	7.0
Провітрювання	1.0

Організація робіт

1 зміна - ГРОВ прибирає забій, потім кріпильники виконують кріплення забою; 2 зміна - бурильник бурить та підриває забій.

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур / l ух = 3,0 * 420 / 1,81 = 696м3/м,(1.14.2.11)

де: q бур - розхід стислого повітря перфоратором;

t бур - час буріння;

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 3,1 * 6,4 = 20 кг/м(1.14.2.12)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 3,28 * 6,4 = 21 шт/м(1.14.2.13)

4. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 9,69 * 6,4 / 1000 = 0,062кг/м,(1.14.2.14)

де: q - розхід твердих сплавів, 9,69гр/м3

5. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 1,74кг/м

6. Розхід лісу

Q ліс = 0,42м3/м

7. Розхід металевого кріплення

Q мет.кр = 1 к/м.

8. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t уб / l ух = 30 * 420 / 1,81 = 22,8 квт/т(1.14.2.15)

Розрахунок орту скреперування

Умови проходки: S = 6,4м2, f = 6.

Обладнання: ПП - 50, 30 ЛС - 2С, УПБ -1.

Матеріали: УПК - 17 -4,3.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника шпурів

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 1,67 * 1,16 * 0,95 = 1,65м/зм,(1.14.2.16)

де: Ндов = 1,67м/зм - довідкова норма (СТНт.1.6);

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

Кпопр = 0,95 - коефіцієнт враховуючий піднесення ВМ;

б) визначаємо норму гірничого робітника очисного вибою (ГРОВ)

Н гров = Н дов * К часу / S = 24,77 * 1,16 /6,4 = 4,49м3/зм, (1.14.2.17)

де: Ндов = 24,77м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.3);

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

S = 6,4м3 - перетин виробки в проходці;

г) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу = 2,12 * 1,16 = 2,45м/зм,(1.14.2.18)

де: Ндов = 2,12м/зм - довідкова норма (СТНт.5.6);

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

Таблиця 1.14.2.5 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
ГРОВ	4,49	0,20	0,18	1,81	0,36	0,33
Кріпильник	2,45	0,41	0,37	1,81	0,73	0,66
Бурильник шпурів	1,65	0,60	0,55	1,81	1,09	0,99

Таблиця 1.14.2.6 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	2.38
Кріплення	4.63
Буріння та вибух	7.0
Провітрювання	1.0

Організація робіт

1 зміна - ГРОВ прибирає забій, потім кріпильники виконують кріплення забою; 2 зміна - бурильник бурить та підриває забій.

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур / l ух = 3,0 * 420 / 1,81 = 696м3/м,(1.14.2.19)

де: q бур - розхід стислого повітря перфоратором;

t бур - час буріння;

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 3,1 * 6,4 = 20 кг/м(1.14.2.20)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 3,28 * 6,4 = 21 шт/м(1.14.2.21)

4. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 9,69 * 6,4 / 1000 = 0,062кг/м,(1.14.2.22)

де: q - розхід твердих сплавів, 9,69гр/м3

5. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 1,74кг/м

6. Розхід лісу

Q ліс = 0,42м3/м

7. Розхід металевого кріплення

Q мет.кр = 1 к/м.

8. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t уб / l ух = 30 * 420 / 1,81 = 22,8 квт/т(1.14.2.23)

1.14.3 Розрахунок прохідки та розвороту дучок

Розрахунок прохідки дучки

Умови проходки: S = 2,25м2, f = 6,H=8м.

Обладнання: ПТ - 48, 30 ЛС - 2С.

Визначаємо норму виробки робочих:

а) визначаємо норму виробки бурильника шпурів

Нбур = Ндов * Кчасу * Кпопр = 2,8 * 1,16 * 0,95 = 3,11м/зм,(1.14.3.1)

де: Ндов = 2,8м/зм - довідкова норма (СТНт.1.17);

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

Кпопр = 0,95 - коефіцієнт враховуючий піднесення ВМ;

б) визначаємо норму гірничого робітника очисного вибою (ГРОВ)

Н гров = Н дов * К часу / S = 26,9 * 1,16 /2,25 = 13,86м/зм,(1.14.3.2)

де: Ндов = 26,9м3/зм - довідкова норма (СТНт.4.3);

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

S = 2,25м3 - перетин виробки в проходці;

г) визначаємо норму кріпильника

Н кріп = Ндов * Кчасу = 6,44 * 1,16 = 7,47м/зм,(1.14.3.3)

де: Ндов = 6,44 м/зм - довідкова норма (СТНт.5.40);

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

Таблиця 1.14.3.1 Розрахунок комплексної норми виробки

Професія	Норма	Розхід ч/змін	За цикл
		по нормі	по продукт.	ухід вибою	Розхід ч/зм
					по нормі	по продукт.
ГРОВ	13,86	0,07	0,06	3,45	0,25	0,22
Кріпильник	7,47	0,13	0,12	3,45	0,46	0,41
Бурильник шпурів	3,11	0,32	0,29	3,45	1,10	0,99

Таблиця 1.14.3.2 Графік організації робіт

Операція	Час	Кол. робіт	1 зміна	2 зміна
			1	2	3	4	5	6	7	8	1	2	3	4	5	6	7	8
Прибирання забою	1,54	2,0
Обладнання полків	2,31	2,0
Буріння та вибух	7	1,0
Провітрювання	1	1,0

Організація робіт

Цикл виконується у дві зміни. У першу зміну ГРОВ вичищає забій та виконується обладнання полків, в другу зміну буріння та вибух.

Розхід матеріалів та енергії

5. Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур / l ух = 4,5 * 300 / 3,45 = 391м3/м,(1.14.3.4)

де: q бур - розхід стислого повітря перфоратором;

t бур - час буріння;

l ух - ухід забою.

2. Розхід вибухових засобів

Q вв = 7,06 * 2,25 = 15,8 кг/м(1.14.3.5)

3. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = 6,2 * 2,25 = 14шт/м(1.14.3.6)

4. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = q * S / 1000 = 17,3 * 2,25 / 1000 = 0,039кг/м,(1.14.3.7)

де: q - розхід твердих сплавів, 17,3гр/м3

5. Розхід бурової сталі

Q бур.ст = 1,42кг/м

6. Розхід лісу

Q ліс = 0,3м3/м

7. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t уб / l ух = 30 * 1.5 / 3,45 = 13,04квт/м(1.14.3.8)

Розрахунок розвороту дучок у приймальні воронки.

Умови праці: f = 6, діаметр шпурів 65мм, скреперна доставка, механічне заряджання.

Випускні воронки розвертаються вибухом кільцевих веєрів штангових шпурів діаметром 65мм, вибурених із дучок по типовому паспорту на проходку та розворот випускних дучок №140 ВАТ «Суха Балка». Кількість вибурених штангових шпурів залежить від міцності порід по яким вони буряться, при міцності f = 5-6 буриться 15 шпурів загальною довжиною 58п.м. Шпури буряться до рівня горизонтальної підсічки. Підриванням штангових шпурів утворюється випускна воронка діаметром 5 м на рівні горизонту підсічки.

Визначаємо об'єм на одну воронку (усічений конус).

Vк = 1 / 3 Пh (RІ+ R*z +zІ);(1.14.3.9)

Vк = 1 / 3 * 3,14 * 3,5 (2,5І+2,5*1+1І)=35,7мі;

Визначаємо об'єм дучки:

V = П RІh;(1.14.3.10)

V = 3,14 *0,75І*3,5 = 6,2мі;

Визначаємо об'єм руди на 1 воронку:

Vр = Vк*V*г ;(1.14.3.11)

Vр = 35,7*6,2*3,7=109,5т;

де: г = 3,7т/мі.

Визначаємо вихід руди з 1п.м штангового шпура:

Vр / L = 109,5 / 58 = 1,88т;(1.14.3.12)

Визначаємо норму бурильника, м

Нбур = Ндов * Кчасу = 34,59 * 1,16 = 40,1м/зм,(1.14.3.13)

де: Ндов = 34,59 м/зм - довідкова норма (СТНт.2,2);

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

Розраховуємо норму бурильника, т:

Нб = Нбур * Vр = 40,1 * 1,88 = 75,4 т/зм; (1.14.3.14)

Кількість чол.змін на утворення воронок:

n = Аґ / Нб = 5256 / 75,4 = 71чол/зм; (1.14.3.15)

Доставка відбитої руди виконується скреперною лебідкою 30ЛС-2С зі скрепером 0,5 мі.

Визначаємо норму на прибирання гірничої маси

Н скреп = Ндов * Кчасу = 174*1,16=202т/зм(1.14.3.16)

Визначаємо норму на заряджання та підривання

Н виб = Ндов * Кчасу *1000/n виб * q= 4,65*1,16*1000/3*1,75=1027,4кг/зм ,(1.14.3.17)

де: Ндов = 4,65м/зм - довідкова норма (СТНт.3,13);

q = 1,75кг/т - вагомий розхід ВВ на відбійку руди.

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q бур * t бур / Н б + q виб * t / H виб = 4,6 * 320/75,4+ 2,4*320 /1027,4 = 26,3м3/т,(1.14.3.18)

2. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t уб / Н приб = 30 * 7 / 202 = 1,03квт*год/т(1.14.3.19)

3. Розхід вибухових засобів

Q вв =1,75 кг/т

4. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = N шт. *2 / 1,88 = 15*2/109,5=0,27 шт/м(1.14.3.20)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = 0,81кг/1000т.

1.14.4 Розрахунок горизонтальної підсічки рудного масиву

План підсічки у масштабі 1 : 5000

Для утворення горизонтальної підсічки вибурюють комплектами глибоких свердловин поміж компенсаційними ортами.

Усього свердловин:

на утворення однієї підсічки L = 13 + 12 = 25м;

кількість у ряду - 3 свердловини;

у комплекті - 3 ряди;

кількість комплектів для однієї підсічки - 3.

Загальна сума свердловин - 216 шт.

Загальна довжина свердловин для утворення однієї підсічки дорівнює :

25*3*3*3 = 675п.м.

Для утворення 4-х підсічок: 675*4 = 2700п.м.

Буріння виконується буровим верстатом типу НКР-100м

Визначаємо норму машиніста бурової установки (МБУ), м

Нмбу = Ндов * Кчасу = 49,41 * 1,16 = 57,32м/зм,(1.14.4.1)

де: Ндов = 49,41м/зм - довідкова норма (СТНт.2,5);

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

Визначаємо вихід руди з 1п.м. свердловин

15897,6 / 2700 = 5,9т(1.14.4.2)

Визначаємо норму МБУ, м

5,9 * 57,32 = 338,2т/зм(1.14.4.3)

Розраховуємо кількість чол.зм. для утворення підсічки:

15897,6 / 338,2 = 47чол/зм, або 2700 / 57,32 = 47чол/зм(1.14.4.4)

Визначаємо час на монтаж та переустановку станку

Тмон = (t м + t д + t пер ) * n пер / 7= (1,45+0,45+1,0)*72/7=29,8зм (1.14.4.5)

Тзаг = 47+29,8 = 76,8чол/зм(1.14.4.6)

Доставка виконується скреперними лебідками 30ЛС-2С, скрепером 0,5мі у рудоспуск.

Визначаємо норму на прибирання гірничої маси

Н скреп = Ндов * Кчасу = 185,8*1,16=215,5т/зм(1.14.4.7)

Визначаємо норму звена на заряджання та підривання

Н виб = Ндов * Кчасу *1000/n підр * q

=11,93 *1,16*1000/3*1,44=3203,4кг/зм ,(1.14.4.8)

де: Ндов = 11,93м/зм - довідкова норма (СТНт.3,13);

q = 1,44кг/т - вагомий розхід ВВ на відбійку руди.

Визначаємо кількість змін:

2700 * 8,5/3203,4 = 7,2чол/зм(1.14.4.9)

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q НКР * t зм / Н бур + q МТЗ* tзм / H виб

=15*7*60/338,2 +15*7*60/3203,4 = 18,6+2=20,6м3/т,(1.14.4.10)

2. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t зм / Н приб = 30 * 7 / 215,5 = 0,97квт*год/т(1.14.4.11)

3. Розхід вибухових засобів

Q вв =1,44 кг/т

4. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = Н св. *2 / А' = 216*2/15897,6=0,03 шт/т(1.14.4.12)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = 0,4кг/1000т.

1.14.5 Розрахунок збільшення компенсаційного простору

Вертикальна проекція М 1 : 500

Збільшення компенсаційного простору забезпечується відбійкою 4 свердловин у кожному веєрі з бурових ортів (нижній - здвоєний для підвищення ефекту вибуху), діаметр свердловини 105мм.

Розраховуємо об'єм збільшення компенсаційного простору:

Vк = S*m*4; (1.14.5.1)

де: S=17+6 / 2 * 23,5 = 270,25мІ (1.14.5.2)

Vк = 270,25*30*4 = 32430мі (1.14.5.3)

Визначаємо відбитий запас:

А = Vк * г = 32430*3,7 = 119991т(1.14.5.4)

Розраховуємо кількість свердловин для збільшення компенсації (з графічної частини):

для 1-ї : 10в *5+1в*4+1в*3+1в*2 = 50+4+3+2 = 59свердловин

Усього по блоку: 59*4 = 236свердловин.

Загальна довжина свердловин - 1527,5 * 4 = 6110м

Визначаємо вихід руди з 1м свердловини:

119991 / 6110 = 19,64т(1.14.5.5)

Кількість вибухівки на 1т = 8,5 / 19,64 = 0,43кг/т(1.14.5.6)

Буріння виконується буровим верстатом НКР-100 по руді f=6, діаметром 105мм.

Визначаємо норму бурильника, м

Нбур = Ндов * Кчасу = 49,41 * 1,16 = 57,32м/зм,(1.14.5.7)

де: Ндов = 49,41м/зм - довідкова норма (СТНт.2,5);

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

Визначаємо час на монтаж та переустановлення станку

Тмон = (t м + t д + t пер ) *n пер / 7=(1,44+0,45+2,0)*52/7=21,5ч/зм (1.14.5.8)

Розраховуємо кількість чол.змін на буріння для збільшення компенсації:

6110 / 57,32 = 106,6чол.зм(1.14.5.9)

Визначаємо загальну кількість чол.зм на буріння свердловин

106,6+21,5 = 128,1чол.зм(1.14.5.10)

Норма бурильника в тонах складає:

Нбур= А / 128,1 = 111991 / 128,1 = 874т/зм. (1.14.5.11)

Доставка відбитої руди виконується скреперною лебідкою 30ЛС-2С із скрепером 0,5мі

Визначаємо норму на прибирання гірничої маси

Н скреп = Ндов * Кчасу = 185,8*1,16=215,5т/зм(1.14.5.12)

Визначаємо кількість змін:

111991 / 215,5 = 519,6чол./зм(1.14.5.12)

Визначаємо норму звена на заряджання та підривання

Н виб = Ндов * Кчасу *1000/n підр * q

=11,6 *1,16*1000/4*0,464=6930кг/зм ,(1.14.5.13)

де: Ндов = 11,6м/зм - довідкова норма (СТНт.3,13);

q = 0,464кг/т - вагомий розхід ВВ на відбійку руди.

Визначаємо кількість змін:

6110 * 8,5/6930 = 7,5чол/зм(1.14.5.14)

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q НКР * t зм / Н бур + q МТЗ* tзм / H виб

=15*7*60/874 +15*7*60/6930 = =8,12м3/т,(1.14.5.15)

2. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t зм / Н приб = 30 * 7 / 215,5 = 0,97квт*год/т(1.14.5.16)

3. Розхід вибухових засобів

Q вв =0,51 кг/т

4. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = Н св. *2 / А' = 916*2/111991=0,05 шт/т(1.14.5.17)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = 0,45кг/1000т.

1.14.6 Обвалення масиву

Після утворення компенсаційного простору виконується підготовка до масового вибуху у блоці.

Коефіцієнт компенсації при максимальному збільшенні компенсаційного простору дорівнює:

Кк= (Vгор.під. + V зб.ком. + V дуч)*100 / V бл; (1.14.6.1)

Кк = (15897,6+111991+5256)*100 / 496443 = 27%

Що забезпечує нормальне подрібнення руди та розміщення її у кордонах блоку. При масовому вибуху заряджаються останні свердловини на бурових ортах та свердловини пробурені з вищележачих ортів-заїздів.

Загальний довжина свердловин дорівнює 19229м.

Вихід руди з 1п.м. свердловин дорівнює 363298 / 14114 = 25т

Загальна кількість свердловин 916шт.

Вибухові матеріали на 1т дорівнюють 8/25=0,32кг.

Норма машиніста бурової установки :

НМБУ = Ндов * Кчасу = 50,87 * 1,16 = 59м/зм,(1.14.6.2)

де: Ндов = 50,87м/зм - довідкова норма (СТНт.2,5);

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

НМБУ =59*16,5 = 973,5т/зм.

Кількість чол.зм на розбурювання масиву:

19229/59 = 326чол/зм

Визначаємо час на монтаж та переустановлення станку

Тмон = (t м + t д + t пер ) * n пер / 7= (1,44+0,45+3,0)*62/7=43ч/зм (1.14.6.3)

Всього чол.зм на буріння: 326+43=369чол/зм

Доставка руди виконується скреперними лебідками 30ЛС-2С зі скрепером 0,5мі

Визначаємо норму на доставку гірничої маси скреперною лебідкою

Н скреп = Ндов * Кчасу = 174,14*1,16=202т/зм(1.14.6.4)

Визначаємо кількість змін:

111991 / 215,5 = 519,6чол./зм(1.14.6.5)

Визначаємо норму звена на заряджання та підривання

Н виб = Ндов * Кчасу *1000/n підр * q

=9,1 *1,16*1000/4*0,515=5124кг/зм ,(1.14.6.6)

де: Ндов = 9,1м/зм - довідкова норма (СТНт.3,13);

q = 0,515кг/т - вагомий розхід ВВ на відбійку руди.

Розхід матеріалів та енергії

1.Розхід стислого повітря

Q ст.пов=q НКР * t зм / Н бур + q МТЗ* tзм / H виб

=15*7*60/973,5 +15*7*60/5124 = =6,7м3/т,(1.14.6.7)

2. Розхід ел.енергії

Q ел.ен. = N * t зм / Н приб = 30 * 7 / 202 = 0,97квт*год/т(1.14.6.8)

3. Розхід вибухових засобів

Q вв =0,32 кг/т

4. Розхід електродетонаторів

Q ел.дет = Н св. *2 / А' = 916*2/363298=0,006 шт/т(1.14.6.9)

5. Розхід твердих сплавів

Q тв.спл = 0,45кг/1000т.

Визначення часу відпрацювання блоку

Схема виробок блоку

Таблиця 1.14.6.1 Визначення робіт

Найменування виробок	Шифр	Попередні роботи	Довжина,м	Ухід забою за цикл, м	Кількість циклів за добу	Ухід забою за добу, м	Термін прохідки, доба
1	2	3	4	5	6	7	8
Відкотний штрек	1	-	60	1,6	1,5	2,4	25
Відкотний орт	2	1	130	2,09	1	2,09	62,2
Відкотний орт	3	1	130	2,09	1	2,09	62,2
Ходовий підняттєвий	4	2	82	2,38	3	7,14	11,5
Ходовий підняттєвий	5	3	82	2,38	3	7,14	11,5
Рудозвалювальний підняттєвий	6	3	50	2,5	1,5	3,75	13,3
Рудозвалювальний підняттєвий	7	2	50	2,5	1,5	3,75	13,3
Вентиляційно-ходовий орт	8	4	29	1,21	3	3,6	8
Штрек акумуляційний	9	8	62	1,81	1,5	2,75	22,8
Орт скреперування	10	9	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	11	9	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	12	9	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	13	9	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Штрек вентиляційний Орт вентиляційний Буровий орт	14 15 16	10 14 4	63 30 65	1,88 1,88 1,85	1,5 1,5 1,5	2,82 2,82 2,8	22,3 10,2 23,2
Буровий орт	17	4	65	1,85	1,5	2,8	23,2
Буровий орт	18	5	65	1,85	1,5	2,8	23,2
Буровий орт	19	5	65	1,85	1,5	2,8	23,2
Дучки	20	13	128	3,45	1,5	5,2	24,6
Буровий штрек	21	20	61	1,85	1,5	2,8	21,7
Орт компенсаційний	22	21	100	2,1	2	4,2	23,8
Господарський підняттєвий	23	8	30	2,3	3	7,14	4,2
Вентиляційно-ходовий орт	24	4	29	1,21	3	3,6	8
Штрек акумуляційний	25	24	62	1,81	1,5	2,72	22,8
Орт скреперування	26	25	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	27	25	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	28	25	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Орт скреперування	29	25	32	1,81	1,5	2,72	11,7
Рудозвалювальний підняттєвий	30	2	10	2,5	1,5	3,75	2,7
Рудозвалювальний підняттєвий	31	3	10	2,5	1,5	3,75	2,7
Господарський підняттєвий	32	24	10	2,38	3	7,14	1,5
Штрек вентиляційний	33	29	63	1,88	1,5	2,82	22,3
Орт вентиляційний	34	33	30	1,88	1,5	2,82	10,2
Буровий орт	35	4	65	1,85	1,5	2,8	23,2
Буровий орт	36	5	65	1,85	1,5	2,8	23,2
Дучки	37	29	128	3,45	1,5	5,2	24,6
Буровий штрек	38	37	61	1,85	1,5	2,8	21,7
Орт компенсаційний	39	38	100	2,1	2	4,2	23,8

Сітьовий графік підготовчих та нарізних робіт

Тпідг. = 98,7 / 22 = 4,5 міс.

Тнаріз. = 112,2 / 22 = 5,1 міс.

Точис.=Аочис./n с.л. * n зм. * НГРОВ * К

=429 647/4*3*202*0,8=220дн/22=10міс

Тбл.= Тпідг. + Тнаріз. + Точис. = 4,5+5,1+10=19,6міс

Критичний шлях робіт: 1, 2, 4, 8, 9, 13, 20, 21, 22.

Таблиця 1.14.6.2 Розрахунок необхідної кількості обладнання

Тип обладнання	Об'єм робіт	Термін робіт, міс	Місячний об'єм робіт	Місячна норма на один.обл.	Розрахун кова кількість	Коеф. резерву	Необхідна кількість
1	2	3	4	5	6	7	8
Підготовчі роботи
УБШ 207	320	4,2	76,7	150	0,5	1,2	1
ППН-3	599	6,3	94,5	100	0,9	1,2	1
ПТ-48	320	4,2	76,7	75	1,0	1,5	2
Нарізні роботи
ПП-50В	876	11,7	74,9	30	2,5	1,5	4
ПТ-48	748	4,5	166,7	40	4,2	1,5	6
АШЛ-1							4
17ЛС-2С	498	7,5	66,6	30	2,2	1,2	3
30ЛС-2С	578	7,8	74,1	40	1,9	1,2	2
ШВА-180							3
СВМ-5							2
НКР-100М	10108	5,2	1938,9	30000	0,1	1,2	1
Очисні роботи
МТЗ	432116	1,0	413683,5	200000	2,1	1,2	2
ЛК-68	10720	6,7	1594,7	4000	0,4	1,2	1
30ЛС-2С							4
55ЛС-2С							2

Визначення показників по продуктивності праці

Визначення продуктивності, витрати робочої сили по кожній професії робочих відрядників та видам робіт зроблено на підставі розрахунків системи розробки і норм вироблень по окремим професіям узятих з «Довідника по технічному нормуванні підземних гірничих робіт» і даних відділу праці і заробітної плати ш. «Ювілейна».

Витрата людино-змін робочих погодинників визначених за даними відділів шахт. Дані по продуктивності праці і витрата людино-змін на проектованій ділянці занесені у таблицю№2.

Провітрювання блоку

Свіже повітря у блок надходить з боку стволу повітряно-подаючої шахти. Провітрювання гірничих виробок при проходці підняттєвих виробок, довжиною більш 7м, горизонтальних, довжиною понад 10м виконується за допомогою вентиляторів місцевого провітрювання, або за допомогою ежекторів. Відставання вентиляційних труб від вибою не допускається більше 6м у підняттєвих виробках, і більш 10м у горизонтальних. Підняттєві виробки повинні бути обладнанні засобами дистанційного контролю якісного складу повітря (ДВП) , згідно §148 ЄПБ.

Забороняється провітрювання глухих вибоїв струменем стиснутого повітря від магістралі без ежекторів.

Свіже повітря у блок надходить по орту-заїзду 19вісі гор.1180м та орту-заїзду 25вісі гор.1180м, потім по ходовим підняттєвим виробкам ХВ-1 і ХВ-2 піднімається на горизонт випуску руди гор.1030м і по штреку акумуляції рухається до ортів скреперування . Проходячи по ортах скреперування свіжий струмінь направляється на вентиляційний штрек , а потім по вентиляційному орту у вентиляційний колектор.

Розрахунок необхідної кількості повітря, поданого у блок виконується по «Посібнику з проектування вентиляції , розрахунку і контролю вентиляційних параметрів, проектованих і діючих шахт Кривбасу».

Розрахунок необхідної кількості повітря для провітрювання очисних, нарізних та бурових робіт виконується за наступними факторами:

- по мінімальній швидкості руху повітря;

- по ефективній швидкості руху повітря з умов виносу пилу та газу;

- по найбільшій кількості людей;

- по природнім отруйним газовиділенням;

- по газовому фактору після вибухових робіт;

- по пиловому фактору.

У випадку якщо у блоці ведуться очисні, нарізні та бурові роботи, потреба кількості повітря для провітрювання блоку визначається, як сума необхідної кількості повітря для провітрювання при очисних, нарізних та бурових робіт.

Для перевірки правильності розподілу повітря у блоці служба вентиляції шахти повинна робити виміри його кількості не рідше одного разу на місяць, а також при всяких значних змінах вентиляційного режиму.

Контроль загазування виробок, де виконуються вибухові роботи виконується перед допуском людей у вибій. При відпрацюванні блоку , усі виробки не задіяні в очисній виїмці, виключені зі схеми провітрювання шляхом установки вентиляційних перемичок. Провітрювання гірничих виробок при їхній прохідці здійснюється за допомогою вентиляторів місцевого провітрювання. Для придушення пилевинекнення у виробках доставки руди перед рудо звалювальним встановлюються туманоутворювачі верхньої та нижньої дії .

При висаджені негабаритних шматків руди по виробкам скреперування застосовуються оболонки з водою. При бурінні вибоїв гірничих виробок кожен бурильник повинен застосовувати індивідуальні засоби захисту від пилу. У місцях навантаження руди у вагонетки встановлюються зрошувачі.

1.14.7 Техніка безпеки

При веденні гірничих робіт дотримуватись «ЕПБ при разработке рудных, нерудних и россыпных месторождений подземным способом», а також «ЕПБ при взрывных работах».

Особливу увагу приділити слідуючому:

1. На проходку підняттєвих складають проект організації робіт.

2. Рудо звалювальні підняттєві огороджуються та перекриваються грохітними решітками по типовому проекту.

3. В блоці обладнується камера аварійного повітряного збуту.

4. Для подачі звукових сигналів при виконанні вибухових робіт встановити сирени у районі скреперних лебідок та вібролюків.

5. Підключення скреперних лебідок виконується тільки після заземлення ел.обладнання.

6. Обладнати місце змінного зберігання ВМ.

7. Обладнати розробляємий блок засобами протипожежної безпеки.

8. При виконанні вибухових робіт місце укриття підривника та пости охорони визначаються паспортом БВР.

9. На проходку та провітрювання підняттєвих виробок та підсічки скласти ПОР та виконувати дистанційний відбір проб повітря.

10. При проходки виробок зустрічними забоями строго дотримуватись вимог §190 «ЕПБ при взрывных работах».

11. На випадок пожару у блоці керуватись відповідною позицією ПЛА.

12. На вибірку із підняттєвого обводненої гірничої маси складається ПОР.

13. Проходка кріплення та обладнання вентиляційних перемичок, обладнання робочих місць, установка машин та механізмів, прокладка комунікацій виконується по типовому паспорту (проекту).

Вибір типового паспорту виконує начальник дільниці та затверджується головним інженером шахти.

14. З початку ведення очисних робіт і до посадки масиву усі дучки повинні бути заповнені рудою до арки горизонту підсічки.

15. Кожна бурова виробка, окрім бурових камер повинна мати 2 запасних виходи та сквізне провітрювання.

16. Після кожного масового вибуху бурові виробки провітрюються вентиляторами місцевого провітрювання та ежекторами, та допуск людей у ці виробки дозволяється тільки після дистанційного відбіру проб повітря та отримання задовільного аналізу повітря.

17. Воду від буріння свердловин направляти по водовідливу у водостічну канавку нижнього горизонту по підняттєвим та спец.свердловинам.

18. Дистанційний відбір проб складу повітря при прохідці підняттєвих виконувати за допомогою пристрою ДОПа, згідно з типовим проектом ГР - 2303-1.

2. СПЕЦІАЛЬНА ЧАСТИНА

2.1 Поняття про масовий вибух в підземних умовах (шахті)

За своїм призначенням усі масові вибухи підрозділяються :

- на вибухи по відрізці, підсіканню, технологічної відбійки камерного запасу руди в межах підповерха до 5 тон;

- на вибухи призначення до обвалення стелин міжкамерних ціликів, по ліквідації порожнечі більше 5 тон.

Доставка вибухових речовин у підземних умовах повинна здійснюватись до вимог діючих «Єдиних правил безпеки при вибухових роботах» та інструкції «Організація та виконання масових вибухів на підприємствах з підземним способом розробки» [ 18; с.29], [ 18; с. 3],

При масовому вибуху заряджання та підривання зарядів вибухових речовин виконуються силами очисних ділянок та спеціалізованих буро- вибухових ділянок шахти.

Масові вибухи виконуються : по типовому проекту та технічному розрахунку масового вибуху.

Виробництво масових вибухів більше 5 тон повинно здійснюватись по спеціальному проекту, який складається на кожний вибух .

Технічний розрахунок та спец.проект складаються на підставі : затвердженого проекту розробки родовища, технічної та маркшейдерської документації по відпрацюванню покладів блоку, що підривається, і «Єдиних правил безпеки при вибухових роботах». Типовий проект на масовий вибух затверджується головним інженером шахт, рудників, об'єднань та вводяться у дію наказом по шахті. Необхідність видання наказу на виконання масового вибуху до 5 тон ВМ визначається адміністрацією шахти у кожному конкретному випадку.

Технічна готовність району, блоку чи панелі до виконання масового вибуху визначається головним інженером рудника, шахти , який і дає вказівку на доставку ВМ у район підготовки масового вибуху.

2.2 Проектування масового вибуху

Проектування масових вибухів включає :

- розробку типових проектів;

- складання технічних розрахунків та розпорядок їхнього проведення .

Типовий проект є основним документом при підготовці та виконанню масового вибуху у блоці з аналогічними гірничогеологічними умовами та системами розробки і повинен складатися з гірничогеологічної характеристики блоку, що відпрацьовується, параметрів буро підривних робіт, у тому числі схеми розташування зарядів, способу висадження, діаметру та конструкції зарядів, типу вибухової речовини, розрахункових показників вибуху(загальна маса ВМ , обсяг гірничої маси , що підривається, вихід руди з 1м свердловини, розрахунок зарядів ВР, електропідривної мережі, час провітрювання, небезпечні зони по дії ударної повітряної хвилі, сейсмобезпечних відстанів, заходів щодо техніки безпеки). Технічний розрахунок є основним документом на організацію та виробництво масового вибуху і повинен складатися з технічної та організаційної частини [ 6; с.7] .

У технічну частину розрахунку масового вибуху повинні включатися зведення загального характеру : призначення масового вибуху, місце, дата та час вибуху, обсяг рудної маси, що підривається , загальна маса та тип ВР, способи заряджання , конструкція заряду ВР , кількість зарядів, таблиці параметрів буро вибухових робіт із зазначенням діаметру та глибини свердловин , загальної довжини свердловин у рядах та по веєрам, інтервали уповільнення, схема розташування свердловин з відкоректованими геолого-маркшейдерськими даними у масштабі 1 : 200, 1 : 500, 1 : 1000, схеми підривної мережі з розрахунковими даними параметрів мережі, схема вентиляції з указівкою напрямку руху свіжого та вихідного струменю повітря та розрахунок часу провітрювання.

Організаційна частина технічного розрахунку масового вибуху включає: розпорядок виконання вибуху, викладені у строгій послідовності виконання операцій по підготовці і виконанню вибуху, із зазначенням термінів виконання кожного з етапів робіт і відповідальних за їх виконання , заходи щодо безпеки робіт, зазначення місць розміщення постів охорони на границях небезпечних зон, допуск працівників у блок після виконання вибуху [ 6; с.10],.

У кожному проекті на масовий вибух границі зони заряджання визначаються технічними службами виконавців вибухових робіт, виходячи з умов виключення можливості небезпечного впливу на застосування при заряджанні вибухові матеріали від експлуатованих за її мережами транспорту, машин та устаткування. При цьому, посадові особи , які затвердили проект масового вибуху, несуть повну відповідальність за правильність розрахунку безпечної технологічної зони , яка встановлюється на період заряджання.

Для керівництва роботами по підготовці та виконанні масового вибуху понад 5 тон призначається відповідальний за вибух - головний інженер шахти чи його заступник.

До проекту масового вибуху додається графічний матеріал :

- необхідні плани та розрізи;

- плани верхнього та нижнього відкотних горизонтів з нанесенням небезпечних зон на час заряджання та місць розміщення постів охорони та аншлагів ;

- схема вентиляції ділянок вибуху;

- у випадку розташування важливих об'єктів у зоні сейсмічної дії вибуху повинні додаватися геологічні розрізи по лінії «Об'єкт - заряд»;

- загальний план поверхні з нанесенням небезпечних зон на період вибуху та постів охорони небезпечних зон.

2.3 Перевірка та підготовка блоку до масового вибуху

Перед заряджанням свердловин та підготовкою до масового вибуху у блоці здійснюється перевірка: стану глибоких свердловин , технічного стану транспортно-зарядної машини МТЗ, спец. вагонеток, маршруту доставки ВМ, схеми провітрювання блоку , наявність пожарного відводу та справність розмикачів контактної мережі. По результатам перевірки складаються відповідні акти, які затверджуються відповідальним за вибух і додаються до проекту масового вибуху[ 6; с.15].

2.4 Технічний розрахунок масового вибуху та розпорядок його проведення

Призначення вибуху - відбійка руди.

Блок 19-25 вісі , дільниця №6.

Підповерх VI п/п , VII п/п, гор.1100м шахта «Ювілейна»

Горизонт 1180м поклад «Головна»

Час вибуху «___» ________ 200_р

______год. ____ хв.

Відповідальний за вибух:

головний інженер шахти _________ __________

підпис ПІБ

Технічний керівник вибуху

заст. гол. інженера шахти _________ __________

підпис ПІБ

2.4.1 Технічні показники масового вибуху

Таблиця 2.4.1.1 Технічні показники масового вибуху

№ п/п	Показники	Од.виміру	Всього	Рудний масив
1	Об'єм відбиваємої гірни-чої маси	тис.тон	178	178
2	Діаметр свердловин	мм	105	105
3	Глибина свердловин	м	4-30	4-30
4	Загальна довжина свердловин	м	9615	9615
5	Підлягає заряджанню свердловин	м	7057	7057
6	Вміст 1м свердловин	кг	8	8
7	Кількість свердловин	шт	458	458
8	Кількість гранульованого ВР	кг	56932	56932
9	Кількість патроніруємого ВР	кг	458	458
10	Детонуючий шнур	м	-	-
11	Електродетонатори	шт	916	916
12	Довжина ел.вибухового провода	м	5400	5400
13	Розрахунковий вагомий розхід ВР	кг/т	0,32	0,32
14	Вихід руди з 1 м. свердло-вини	тон	25	25
15	Спосіб заряджання	Заряджання розсипних гранульованих ВР - механізованим способом
16	Конструкція заряду	Колонкова, по паспорту №298 а
17	Спосіб та схема підриван-ня	Електрична , послідовна з дублюванням
18	Використовуване джерело струму	Силова сіть шахти з випрямовуючою станцією

2.4.2 Доставка та транспортування ВМ до місця заряджання

Вибухові речовини доставляються із базисного складу «Центральний» по маршруту№2 на спеціальну вантажно-розвантажувальну площадку ш.«Ювілейна», зі стаціонарним огородженням, де завантажуються зарядні машини МТЗ -3. Потім їх опускають у шахту по стволу ш. «Ювілейна» у руддвір гор.1100м, де зарядні машини з ВР формуються у склад та по маршруту: руддвір ш. «Ювілейна», квершлаг, відкотний штрек, потім у орт-заїзди 19-25вісі, до місць встановлення зарядних машин.

Відповідальний за доставку ВР на поверхні - начальник складу ВМ.

Відповідальний за доставку ВР у шахті - начальник дільниці БВР.

Засоби ініціювання (ЗІ) доставляються з видаткового складу ВМ , вручну у спец. сумках по маршруту: склад ВМ , головний квершлаг , відкотний штрек в орт-заїзди 19-25вісі гор.1100м, і далі по ходовим підняттєвим до місць заряджання свердловин.

Відповідальний за доставку ЗІ начальник дільниці БВР.

Підривники, які зайняті позмінно на доставці ВР , заряджанні , обслуговуванні зарядних машин, виготовлення і введення бойовиків , монтаж вибухової мережі, охорони небезпечних зон, вносяться на кожну зміну в книгу нарядів дільниці БВР [ 18; с. 13].

Заряджання свердловин

Електроенергію у блоці відключити «__» _______ 200__р. о___ год. ___хв. (знеструмити силові установки, контактні проводи, силові кабелі у радіусі 50м. від місць розташування зарядних машин, і зарядів на весь час виконання робіт по заряджанню).

Відповідальний за відключення електроенергії у блоці - механік дільниці, а у шахтній силовій мережі та установці закоротки - головний енергетик ш.«Ювілейна».

Початок заряджання о _____ год. __хв. «__» _______ 200__р.

Закінчення заряджання о _____ год. __хв. «__» _______ 200__р.

З моменту доставки ВР у блок , усі підривні роботи у районі 50м від місця зарядної машини та місць заряджання припиняється, а люди не пов'язані із доставкою і заряджанням виводяться за межі небезпечної зони (див. креслення , плани горизонтів).

Черговість заряджання VI, VII п/п 1180м, 1100м 19-25 вісі.

Відповідальний за виділення людей на заряджання - начальник ш.«Ювілейна» .

Відповідальний за виготовлення та введення бойовиків - нач.дільниці БВР.

Монтаж вибухової мережі

Відключення електроенергії та установку закоротки шахтної силової мережі на гор.1100м зробити о ____год. ____хв. «__» _______200__р.

Люди, не пов'язані із монтажом вибухової мережі до ____год. ____хв. «__» _______200__р. виводяться за межі небезпечної зони.

Початок монтажу вибухової мережі

о ____год. ____хв. «__» _______200__р.

Закінчення монтажу вибухової мережі

о ____год. ____хв. «__» _______200__р.

Місця включення джерела струму на поверхні у будинку ел.підстанцій шахти «Ювілейна».

Відповідальний, що включає джерело струму - головний енергетик ш. «Ювілейна».

Включення джерела струму виконуються по команді відповідального керівника вибуху після одержання їм письмового підтвердження від ст. табельника про те, що усі люди виведені за межі небезпечної зони[ 6; с. 20 ].

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

Небезпечна зона (А) показана на графічному матеріалі плану гор.1100м, де зазначені місця встановлення постів охорони зони та попереджувальних аншлагів у радіусі 50м. розрахованої по дії УВВ від встановленої зарядної машини.

Відповідальний за розміщення та зняття постів охорони змінний нагляд, згідно книги нарядів.

Розрахунок небезпечної відстаней по дії УВВ

Відповідно до інструкції з визначення границь небезпечної зони при підготовці масових вибухів у підземних умовах розрахунок тиску на границях небезпечної зони виконується по номограммі за допомогою допоміжних коефіцієнтів, які обчислюються по формулам [ 6; с. 24]:

K = q * n / R * Si ;(2.4.3.1)

I = B * R / d ;(2.4.3.2)

де: q - вага заряду, що підривається;